UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE … · vi Agradecimientos A Dios por darme salud y...

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i UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS Diseño de explotación y cierre de mina de la Cantera Piedras Rojas ubicada en la parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha Trabajo de titulación previo a la obtención del Título de Ingeniero de Minas Quito, 2019 AUTOR: Criollo Tituaña Byron Vinicio TUTOR: Ing. Luis Fabián Jácome Calderón

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i

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,

PETRÓLEOS Y AMBIENTAL

CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS

Diseño de explotación y cierre de mina de la Cantera Piedras Rojas

ubicada en la parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha

Trabajo de titulación previo a la obtención del Título de Ingeniero de

Minas

Quito, 2019

AUTOR: Criollo Tituaña Byron Vinicio

TUTOR: Ing. Luis Fabián Jácome Calderón

ii

DERECHOS DE AUTOR

Yo, Byron Vinicio Criollo Tituaña en calidad de autor y titular de los derechos

morales y patrimoniales del trabajo de titulación Diseño de explotación y cierre de

mina de la Cantera Piedras Rojas ubicada en la parroquia de Pintag, cantón

Quito, provincia de Pichincha, modalidad Proyecto Integrador, de conformidad con

el Art. 114 del CÓDIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMÍA SOCIAL DE LOS

CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E INNOVACIÓN, concedo a favor de la

Universidad Central del Ecuador una licencia gratuita, intransferible y no exclusiva

para el uso no comercial de la obra, con fines estrictamente académicos.

Conservamos a mi/nuestro favor todos los derechos de autor sobre la obra,

establecidos en la normativa citada.

Así mismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la

digitalización y publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de

conformidad a lo dispuesto en el Art. 144 de la Ley Orgánica de Educación Superior.

El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma

de expresión y no infringe el derecho de autor de terceros, asumiendo la

responsabilidad por cualquier reclamación que pudiera presentarse por esta causa y

liberando a la Universidad de toda responsabilidad.

Firma: ________________________________

Nombres y Apellidos: Byron Vinicio Criollo Tituaña

C.I: 1726531898

Dirección electrónica: [email protected]

iii

APROBACIÓN DEL TUTOR

En mi calidad de Tutor del Trabajo de Titulación, presentado por BYRON VINICIO

CRIOLLO TITUAÑA, para optar por el Grado de Ingeniero de Minas; cuyo título es:

“Diseño de explotación y cierre de mina de la Cantera Piedras Rojas ubicada en la

parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha”, considero que dicho

trabajo reúne los requisitos y méritos suficientes para ser sometido a la presentación

pública y evaluación por parte del tribunal examinador que se designe.

En la ciudad de Quito, a los 26 días del mes de julio de 2019.

________________________________

Ing. Luis Fabián Jácome Calderón

Cd. Nª 1000660587

DOCENTE-TUTOR

iv

UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR

FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y

AMBIENTAL

CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS

APROBACIÓN POR PARTE DEL TRIBUNAL

Los docentes miembros del Tribunal del Proyecto Integrador denominado “Diseño de

explotación y cierre de mina de la Cantera Piedras Rojas ubicada en la parroquia

de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha”, elaborado por el señor BYRON

VINICIO CRIOLLO TITUAÑA, estudiante de la Carrera de Ingeniería de Minas,

declaran que el presente proyecto ha sido revisado, verificado y aprobado legalmente, por

lo que califican como original y auténtico del Autor.

En la ciudad de Quito, a los 30 días del mes de agosto del 2019.

.……………………… ……………………….

Ing. Danny Burbano Ing. Carlos Ortiz

MIEMBRO DEL TRIBUNAL MIEMBRO DEL TRIBUNAL

v

Dedicatoria

“Que difícil que se hace escribir cuando se tiene la intención de desnudar al alma y el

corazón con palabras”

A Dios, por siempre haberme dado salud y vida para seguir adelante en mis estudios, que

es lo único que pido y que necesito para poder seguir adelante.

A mis padres, Patricia Tituaña y Diego Criollo, por haberme apoyado, y siempre creer en

que podía lograr cumplir esta meta, aun cuando hasta para mi parecía inalcanzable. Por

inculcarme valores de disciplina, respeto y honestidad, que serán mis mayores fortalezas

a lo largo de toda mi vida.

A mis hermanos, Diego, Vanessa y Domenica, que siempre desde niños hemos sabido

apoyarnos los unos a los otros, por haber compartido tantos momentos buenos y también

malos, que han logrado unirnos y fortalecer nuestros lasos de hermandad.

A mi abuela Lucila, que desde niño me cuido y apoyo, y que siempre quiso lo mejor para

mí y sé que desde el cielo se siente orgullosa de mi logro.

vi

Agradecimientos

A Dios por darme salud y vida, a lo largo de todos mis años de estudio.

A la Universidad Central del Ecuador, por acogerme en su seno y la que siempre me

sentiré orgulloso de pertenecer.

A mis padres, por siempre haberme brindado el apoyado tanto emocional como

económicamente para poder culminar mi carrera universitaria.

A mis hermanos, que siempre supieron darme ánimos y un motivo de lucha para poder

seguir adelante.

A los docentes de la carrera de Ingeniería de Minas, por sus enseñanzas que me servirán

a lo largo de mi vida profesional, a los ingenieros Danny Burbano, Carlos Ortiz y

especialmente al ingeniero Fabián Jácome, por guiarme y corregirme para la de mi trabajo

de grado.

A toda mi familia y en especial a mi tía Guadalupe, Rosa y tío Javier, y mis primos Thalía,

Jonathan y Candy por siempre haberme acompañado y apoyado cuando lo necesitaba.

A mis amigos, que, sin ellos mi paso por la Universidad no hubiera sido lo mismo,

agradezco a todos por esos buenos momentos de camaradería, por esas noches de estudio

hasta el amanecer en casas ajenas, por los momentos de diversión y entretenimiento que

nunca olvidare. Quiero que sepan que a todos siempre los llevare en el corazón

vii

ÍNDICE DE CONTENIDO

AUTORIZACIÓN DE LA AUTORÍA INTELECTUAL ……………… …………ii

APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TUTOR.

III

APROBACIÓN POR PARTE DEL TRIBUNAL…………………………………iv

DEDICATORIAS……………………………………………………………………v

AGRADECIMIENTOS……………………………………………………………. vi

ÍNDICE DE CONTENIDO……………………………………………………… vii

ÍNDICE DE TABLAS……………………………………………………………. .xii

ÍNDICE DE ILUSTRACIONES…………………………………………………...xv

RESUMEN DOCUMENTO……………………………………………………...xviii

ABSTRACT………………………………………………………………………...xiv

CAPITULO I .............................................................................................................. 1

1 Antecedentes ............................................................................................... 1

1.1 Trabajos realizados en el proyecto .......................................................... 1

1.2 Justificación ............................................................................................ 1

1.3 Beneficios del proyecto .......................................................................... 2

1.4 Relevancia del proyecto .......................................................................... 2

1.5 Aporte ..................................................................................................... 2

1.6 Recursos para la elaboración del proyecto.............................................. 3

CAPITULO II ............................................................................................................. 4

2 Marco lógico del proyecto .......................................................................... 4

2.1 Planteamiento del problema .................................................................... 4

2.2 Formulación del proyecto ....................................................................... 4

2.3 Identificación de variables ...................................................................... 4

2.4 Objetivos ................................................................................................. 6

2.5 Factibilidad del proyecto ........................................................................ 6

2.6 Acceso a la información ......................................................................... 7

CAPITULO III ............................................................................................................ 8

3 Marco teórico .............................................................................................. 8

Pág

.

viii

3.1 Ubicación del área de estudio ................................................................. 8

3.2 Vías de comunicación y acceso de la cantera ......................................... 9

3.3 Estado actual de la cantera “Piedras Rojas” ......................................... 10

3.4 Geología ................................................................................................ 12

3.5 Evaluación de reservas .......................................................................... 22

3.6 Caracterización de los materiales de construcción ............................... 24

3.7 Identificación de parámetros a investigar ............................................. 25

3.8 Parámetros geométricos ........................................................................ 25

3.9 Parámetros geomecánicos ..................................................................... 25

3.10 Referencias específicas de la investigación .......................................... 32

3.11 Características relevantes del proyecto ................................................. 32

3.12 Determinación y medición de variables y parámetros .......................... 33

3.13 Registro de información ........................................................................ 33

3.14 Procesamiento de datos ......................................................................... 34

3.15 Análisis de resultados ........................................................................... 34

3.16 Planteamiento de alternativas para el diseño del proyecto ................... 37

3.17 Análisis minero geométrico .................................................................. 38

CAPÍTULO IV ......................................................................................................... 42

4 Marco conceptual ..................................................................................... 42

4.1 Método de isolíneas para el cálculo de reservas de material pétreo ..... 42

4.2 Técnica se selección University of British Columbia (UBC) para el

sistema de explotación ............................................................................................ 45

4.3 Caracterización del macizo rocoso ....................................................... 46

4.4 Obtención del SMR .............................................................................. 52

4.5 Análisis de taludes ................................................................................ 55

4.6 Modos de rotura de taludes en roca ...................................................... 56

4.7 Conceptos financieros ........................................................................... 61

CAPITULO V ........................................................................................................... 64

5 Marco metodológico ................................................................................. 64

5.1 Tipo de estudio ...................................................................................... 64

5.2 Universo y muestra ............................................................................... 64

5.3 Técnicas de investigación ..................................................................... 64

5.4 Método de explotación de la cantera “Piedras Rojas” .......................... 66

5.5 Diseño de explotación ........................................................................... 68

ix

5.6 Acceso a los frentes de arranque ........................................................... 69

5.7 Proceso de expansión de la cantera ....................................................... 70

5.8 Cortes paralelos con una sola volqueta ................................................. 71

5.9 Parámetros técnicos .............................................................................. 73

5.10 Angulo de talud de los bancos .............................................................. 74

5.11 Parámetros geotécnicos ......................................................................... 84

5.12 Análisis cinemático ............................................................................... 98

5.13 Análisis de estabilidad global ............................................................. 103

5.14 Parámetros económicos-financieros ................................................... 106

5.15 Parámetros financieros ........................................................................ 107

5.16 Amortización de la inversión .............................................................. 114

5.17 Regalías y patentes .............................................................................. 115

5.18 Utilidad anual bruta ............................................................................ 116

5.19 Utilidad neta anual .............................................................................. 116

5.20 Rentabilidad del proyecto ................................................................... 118

5.21 Parámetros sociales ............................................................................. 119

5.22 Parámetros ambientales ...................................................................... 120

CAPÍTULO V ......................................................................................................... 122

6 PARÁMETROS TÉCNICO-operativos del plan de cierre de mina....... 122

6.1 Cierre progresivo de la mina ............................................................... 124

6.2 Plan de cierre final de mina ................................................................ 130

6.3 Propuesta de actividad económica para del cierre de la mina ............ 132

6.4 Plan de pos-cierre de la mina .............................................................. 133

6.5 Plan de monitoreo de posible ocultación en los taludes ..................... 136

6.6 Plan de mitigación de impactos .......................................................... 137

CAPITULO VI ....................................................................................................... 144

7 Impactos del proyecto ............................................................................. 144

7.1 Estimación de impactos técnicos ........................................................ 144

7.2 Estimación de impactos económicos .................................................. 144

7.3 Estimación de impactos sociales ......................................................... 145

7.4 Estimación de impactos ambientales .................................................. 145

7.5 Categorización de impactos ................................................................ 145

CAPITULO VII ...................................................................................................... 154

x

8 Conclusiones y recomendaciones ........................................................... 154

8.1 Conclusiones ....................................................................................... 154

8.2 Recomendaciones ............................................................................... 157

CAPITULO VIII ..................................................................................................... 157

9 Bibliografía y anexos .............................................................................. 157

9.1 Bibliografía ......................................................................................... 157

9.2 Anexos ................................................................................................ 159

xi

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 1: Variables dependientes e independientes ( Fuente: Byron Criollo) ............ 5

Tabla 2: Coordenadas de la concesión minera "Piedras Rojas" ................................ 8

Tabla 3: Geometría depósito "Piedras Rojas" .......................................................... 25

Tabla 4: Valor de peso específico ............................................................................ 26

Tabla 5: Factor de esponjamiento (Fuente: Proyecto de explotación de la cantera

GNL2 Canete-Perú) ........................................................................................................ 27

Tabla 6: Porosidad (Fuente: Sanders, 1998) ............................................................ 29

Tabla 7: Clasificación de los métodos de Explotación a Cielo Abierto según V.V.

Rzhevskiy. (Fuente: HUMBERTO SOSA -” Tecnología de la Explotación de minerales

duros por el método a Cielo Abierto”). .......................................................................... 37

Tabla 8: Análisis minero geométrico perfil A-A1 ................................................... 39

Tabla 9:Análisis minero geométrico perfil B-B1 .................................................... 39

Tabla 10: Análisis minero geométrico perfil C-C1 ................................................. 40

Tabla 11:Análisis minero geométrico perfil B-B1 ................................................... 40

Tabla 12: Análisis minero geométrico perfil E-E1 .................................................. 40

Tabla 13: Sumatoria de volúmenes de perfiles ........................................................ 41

Tabla 14: Cronograma de actividades por etapa ...................................................... 41

Tabla 15: Valor de factor Jv (Fuente: Deere) .......................................................... 48

Tabla 16: Clasificación del macizo rocoso según el RQD (Fuente: Deere) ............ 48

Tabla 17: Valor de espaciado de juntas ................................................................... 49

Tabla 18: Valor de aberturas .................................................................................... 49

Tabla 19: Valor de continuidad de rumbo y buzamiento de discontinuidades ........ 50

Tabla 20: Meteorización de discontinuidades ......................................................... 51

Tabla 21: Relleno de discontinuidades .................................................................... 51

Tabla 22: Valoración de factor F1 (Fuente: Romana) ............................................. 53

Tabla 23: Valoración de factor F2 (Fuente: Romana) ............................................. 53

Tabla 24: Valoración de factor F3 (Fuente: Romana) ............................................. 53

Tabla 25: Valoración de factor F4 (Fuente: Romana) ............................................. 54

Tabla 26: Valoración del índice SRM (Fuente: Romana) ...................................... 54

Tabla 27: Abaco de módulo de poison (Fuente: Hoek y Brown) ............................ 61

Tabla 28: Caracterización del deposito .................................................................... 66

Tabla 29: Características del deposito ..................................................................... 67

Tabla 30: Variantes del Diseño de Explotación por Profundización según V.V.

Rzhevskiy. (Fuente: HUMBERTO SOSA -” Tecnología de la Explotación de minerales

duros por el método a Cielo Abierto”). .......................................................................... 68

Tabla 31: Clasificación de rocas (Fuente: Protodyakonov) ..................................... 75

Tabla 32: Coeficientes de seguridad ........................................................................ 76

Tabla 33: Angulo de taludes de trabajo (Fuente: Sosa Gonzales) ........................... 78

Tabla 34: Coordenadas de estaciones geomecánicas ............................................... 85

Tabla 35: Resistencia a la compresión simple ( Fuente: Estabilidad de taludes) .... 86

Tabla 36: Estación geomecánica 1 .......................................................................... 87

Tabla 37: Estación geomecánica 2 .......................................................................... 87

Pág

.

xii

Tabla 38: Estación geomecánica 3 .......................................................................... 87

Tabla 39:Estación geomecánica 4 ........................................................................... 88

Tabla 40: Resumen de resultados geotécnicos ........................................................ 88

Tabla 41: Clasificación geomecánica (Fuente: Bieniawski) ................................... 89

Tabla 42: Valoración del SMR Talud 1, familia 350/32 ......................................... 89

Tabla 43: Valoración del SMR Talud 1, familia 16/31 ........................................... 89

Tabla 44: Valoración del SMR Talud 1, familia 86/53 ........................................... 90

Tabla 45: Valoración del SMR Talud 1, familia 130/14 ......................................... 90

Tabla 46: Método de soporte de talud 1 (Fuente: Romana) .................................... 91

Tabla 47: Método de soporte de talud 2 (Fuente: Romana) .................................... 93

Tabla 48: Resumen de propiedades de resistencia del macizo rocoso .................... 96

Tabla 49: Cohesión y ángulo de fricción de las juntas (Fuente: RockData) ........... 98

Tabla 50: Resumen parámetros de talud de liquidación 1 ....................................... 99

Tabla 51: Resumen estereográfico ......................................................................... 103

Tabla 52: Factor sísmico de aceleración ................................................................ 104

Tabla 53: Tipo de terreno (Fuente: NEC) .............................................................. 104

Tabla 54: Valores resumen para el cálculo del coeficiente sísmico (Fuente: NEC)

...................................................................................................................................... 105

Tabla 55: Inversión en maquinaria cantera "Piedras Rojas" .................................. 107

Tabla 56: Resumen de rendimiento de maquinaria ............................................... 108

Tabla 57: Costo unitario pala excavadora ............................................................. 112

Tabla 58: Costo unitario mano de obra .................................................................. 112

Tabla 59: Costo unitario de extracción de 1m3 material pétreo ............................ 114

Tabla 60: Porcentajes a pagar por regalía y patentes ............................................. 116

Tabla 61: Porcentaje a pagar por ley ..................................................................... 117

Tabla 62: IVA a pagar ........................................................................................... 117

Tabla 63: Porcentaje a pagar de utilidad neta ........................................................ 118

Tabla 64: Flujo neto de caja ................................................................................... 118

Tabla 65: Resumen TIR y VAN ............................................................................ 119

Tabla 66: Especies de plantas a utilizarse en la revegetación................................ 127

Tabla 67: Resumen de costos de cierre progresivo................................................ 129

Tabla 68: Cierre de mina (Fuente: Cristian Quispilema) ....................................... 132

Tabla 69: Manejo y control de gases ..................................................................... 138

Tabla 70: Manejo de material particulado ............................................................. 139

Tabla 71: Manejo y control de ruido ..................................................................... 140

Tabla 72: Protección y revegetación ...................................................................... 141

Tabla 73: Manejo de trasporte y señalética ........................................................... 142

Tabla 74: Matriz de Leopold ................................................................................. 148

Tabla 75: Afectaciones a la cantera "Piedras Rojas" ............................................. 152

xiii

ÍNDICE DE ILUSTRACIONES

Figura 1:Ubicacion del proyecto "Piedras Rojas" ..................................................... 8

Figura 2: Mapa topográfico del proyecto "Piedras Rojas" ........................................ 9

Figura 3: Acceso al proyecto "Piedras Rojas" (Fuente: Google Earth) ................... 10

Figura 4: Estado actual cantera "Piedras Rojas" ..................................................... 11

Figura 5: Flujo volcánico del antisanilla ................................................................. 14

Figura 6: Vista frontal de flujo volcánico antisanilla .............................................. 15

Figura 7: Identificación de los materiales de construcción en la cantera "Piedras

Rojas" ............................................................................................................................. 16

Figura 8: Lavas andesíticas ..................................................................................... 17

Figura 9: Auto brecha .............................................................................................. 17

Figura 10: Cangagua ................................................................................................ 18

Figura 11: Mapa geológico Cantera "Piedras Rojas" .............................................. 19

Figura 12: Perfil geológico cantera "Piedras Rojas" ............................................... 20

Figura 13: Movimiento de los bloques producido en la parte exterior de la lava

(Fuente: Encyclopedia of Volcanoes)............................................................................. 21

Figura 14: Cálculo de volumen cantera "Piedras Rojas" (Fuente: CivilCad) .......... 22

Figura 15: Reporte de volúmenes de reserva (Fuente: CivilCad) .......................... 23

Figura 16: Talud natural de rocas pulverulentas (Fuente: Mecánica de rocas-I 2008)

........................................................................................................................................ 31

Figura 17: Perfiles topográficos .............................................................................. 38

Figura 18: Método de selección para la explotación minera UBC (Fuente:

University of British Columbia) ..................................................................................... 45

Figura 19: Formato de estación geomecánica (Fuente: Ing Danny Burbani) .......... 47

Figura 20: Numero de juntas en 1m3 de macizo rocoso (Fuente: Deere) ............... 48

Figura 21: Rugosidad de discontinuidades .............................................................. 50

Figura 22: Esquema de rotura planar (Fuente: Jordá, in litt) ................................... 57

Figura 23: Esquema de deslizamiento en cuña (Fuente: Jordá, in litt) .................... 58

Figura 24: Rotura por vuelco ................................................................................... 59

Figura 25: Puntuación obtenida del análisis University of British Columbia ......... 67

Figura 26: Corte lateral de trinchera con retroexcavadora (Fuente: Open pit mine

planning and design). ...................................................................................................... 69

Figura 27: Secuencia de corte del depósito (Fuente: Open pit mine planning and

design). ........................................................................................................................... 70

Figura 28: Franqueo de trinchera de corte (Fuente: Open Pit Mine Planning and

Design) ........................................................................................................................... 70

Figura 29: Secuencia de corte de corte paralelo (Fuente: Open Pit Mine Planning

and Design) ..................................................................................................................... 72

Figura 30: Corte esquemático (Fuente: Open Pit Mine Planning and Design) ....... 72

Figura 31: Perfil de cantera ..................................................................................... 74

Figura 32: Características técnicas de la pala (Fuente: Catalogo) ........................... 79

Figura 33: Angulo de talud de trabajo y de liquidación .......................................... 80

Figura 34: Parámetros técnicos de bancos ............................................................... 83

Pág

.

xiv

Figura 35: Diseño tridimensional de la mina .......................................................... 84

Figura 36: Factor de perturbación D (Fuente: Rocsiencie) ..................................... 94

Figura 37: Constante mi (Fuente: Rocsiencie) ........................................................ 94

Figura 38: Geological Strength Index (Fuente: Rocsiencie) ................................... 95

Figura 39: Envolvente de Hoek and Brown (Fuente: RocData) .............................. 95

Figura 40: Valor de rugosidad (Fuente: RockData) ................................................ 96

Figura 41: Resistencia de discontinuidades (Fuente: RockData) ............................ 97

Figura 42: Criterio de Barton-Bandis (Fuente: RockData) ..................................... 97

Figura 43: Taludes para el análisis cinemático ........................................................ 98

Figura 44: Talud 1-Analisis planar .......................................................................... 99

Figura 45: Talud 1-Analisis cuña .......................................................................... 100

Figura 46: Talud 1-Analisis vuelco ....................................................................... 100

Figura 47: Resumen parámetros talud 2 de liquidación ........................................ 100

Figura 48: Talud 2-Analisis planar ........................................................................ 101

Figura 49: Talud 2- Análisis cuña ......................................................................... 101

Figura 50: Talud 2-Analisis vuelco ....................................................................... 102

Figura 51: Mapa sísmico del Ecuador ................................................................... 103

Figura 52: Estabilidad sísmica (Fuente: SLIDE) ................................................... 106

Figura 53: Señalética en la mina (Fuente: Servicios LDR) ................................... 124

Figura 54: Recuperación de los sistemas ecológicos ............................................ 134

Figura 55:Puntos de control para auscultación ...................................................... 136

Figura 56: Calificación de impacto ( Fuente: Leopold, “A Procedure for Evaluating

Environmental Impact”) ............................................................................................... 146

Figura 57:Calificación de impacto por importancia ( Fuente: Leopold, “A

Procedure for Evaluating Environmental Impact”) ...................................................... 147

Figura 58: Resumen de matriz de Leopold ............................................................ 152

xv

GLOSARIO

Auscultación: hundimientos de terreno

Cierre de mina: actividad técnica de recuperación de un sector intervenido para la

extracción de un material de interés en la industria minera.

Auto brecha: producto de la fragmentación no explosiva de lava durante su fluencia

Material pétreo: aquellos que provienen de la roca, de una piedra o de un peñasco;

habitualmente se encuentran en forma de bloques, losetas o fragmentos de distintos

tamaños

Amortización: término económico y contable, referido al proceso de distribución de

gasto en el tiempo de un valor duradero.

Rendimiento: fruto o utilidad de una cosa en relación con lo que cuesta, con lo que

gasta, con lo que en ello se ha invertido.

Ángulo de Liquidación: ángulo que debe tener las labores al finalizar la ocupación

de las mismas para mantenerlas estables.

Profundización: descenso de alguna actividad en relación a una altura, es decir ir de

la parte más alta de algún lugar a la parte más baja.

xvi

Tema: “Diseño de explotación y cierre de mina de la Cantera “Piedras Rojas” ubicada

en la parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha”.

Autor: Byron Vinicio Criollo Tituaña

Tutor: Ing. Luis Fabián Jácome Calderón

Resumen

El proyecto se realizó en la Cantera “Piedras Rojas”, que se encuentra ubicada en la

parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha. En la mina se extrae material

pétreo (arena, ripio, piedra), sin un diseño de explotación, lo que genera pérdidas de

mineral y que no se optimicen los procesos de extracción, carguío y clasificación del

material, lo que genera una reducción de beneficios económicos al concesionario minero.

El presente proyecto tiene por objetivo diseñar el sistema de explotación y cierre de mina

para la cantera, en base a las características geomecánicas y dimensiones de la

maquinaria, que priorice la seguridad, reduzca el impacto socio-ambiental, genere un

mayor aprovechamiento del mineral y que al final de las operaciones mineras se genere

una recuperación integral de las áreas afectadas con responsabilidad social y ambiental.

El método que se diseñó en base a las características técnicas y geo-mecánicas en la mina

es el de profundización longitudinal por un borde, con una profundidad de cantera de 40

metros, una altura de talud de 10 metros, inclinación de talud de liquidación de 50° y un

talud de liquidación de cantera de 40°, con un factor de seguridad de 1.7, y con una

rentabilidad del proyecto del 53%.

En el cierre de mina se propone sembrar en los taludes expuestos, plantas nativas del

sector que permitan una rápida recuperación visual del terreno además de impedir la

erosión, se propone monitorios periódicos en los taludes para poder medir posibles

desplazamientos, y como proyecto de pos cierre se sugiere la creación de una gran área

útil que pudiera servir para futuras edificaciones.

Palabras claves: DISEÑO DE EXPLOTACIÓN, CIERRE DE MINA, GEOTÉCNICA,

CLASIFICACIÓN DE BIENIAWSKI, TALUD DE LIQUIDACIÓN, EVALUACIÓN

ECONÓMICA.

En el estudio se determinó que la roca presente en la concesión minera son lavas

andesíticas con hornblenda y plagioclasa. Las reservas industrialmente explotables son

de 173522 m3, que a un ritmo de explotación de 300 m3 día, la mina tendrá una vida útil

de 2.4 años, mediante el análisis geomecánica se determinó que la roca tiene un RMR de

65, que según la clasificación de Bieniawski es de clase II, es decir roca buena.

xvii

Title: “Exploitation and closure design of the Cantera mine "Piedras Rojas" located in the

parish of Pintag, canton Quito, province of Pichincha”

Autor: Byron Vinicio Criollo Tituaña

Tutor: Ing. Luis Fabián Jácome Calderón

Abstract

The project was carried out in the "Piedras Rojas" quarry, which is located in the Pintag

parish, Quito canton, Pichincha province. In the mine, stone material (sand, gravel, stone)

is extracted, without an exploitation design, which generates mineral losses and which

does not optimize the processes of extraction, loading and classification of the material,

which generates a reduction of benefits to the mining concessionaire.

The objective of this project is to design the mine exploitation and closure system for the

quarry, based on the geomechanical characteristics and dissensions of the machinery,

which prioritizes the safety of the mine, reduce the socio-environmental impact, generate

greater use of the mineral and that at the end of the mining operations a full recovery of

the affected areas with social and environmental responsibility is generated.

In the study it was determined that the rock present in the mining concession is andesitic

lavas with hornblende, plagioclase and with a large amount of volcanic glass. The

industrially exploitable reserves are 173522 m3, which at a rate of exploitation of 300 m3

day, the mine will have a useful life of 2.4 years, through geomechanical analysis it was

determined that the rock has an RMR of 65, which according to the classification of

Bieniawski is class II, that is, plays good.

The method that was designed based on the technical and geo-mechanical characteristics

of the mine is the one of longitudinal deepening by an edge, with a quarry depth of 40

meters, a slope height of 10 meters, slope slope of settlement of 50 ° and a slope of

liquidation of quarry of 40 °, with a factor of safety of 1.7, and with a profitability of the

project of 53%.

In the closure of the mine, it is proposed to plant on the exposed slopes, native plants of

the sector that allow a quick visual recovery of the land as well as prevent erosion,

periodic monitoring is proposed on the slopes to measure possible displacements, and as

a post-closure project.

Key words: OPEN PIT DESING, MINE CLOSURE, GEOTHECNICAL, ROCK MASS

RATING (RMR), OVERALL ANGLE, ECONOMIC EVALUATION

1

CAPITULO I

1 ANTECEDENTES

1.1 Trabajos realizados en el proyecto

En la concesión minera “Piedras Rojas” se explotan materiales pétreos, desde el año 2002,

se han realizado múltiples ensayos del macizo rocoso para medir parámetros de

resistencia, permeabilidad, cantidad de sulfuros, requisitos que constan en la Ordenanza

Metropolitana 143 de Áridos y Pétreos.

Aparte de los ensayos realizados al macizo rocoso, no cuenta con más trabajos de

investigación por lo que el aporte que se dará con el proyecto será de vital importancia

para tener un mejor aprovechamiento de los recursos minerales y contar con información

esencial, como son el diseño de la cantera, mapas geológicos y topográficos, estimación

de reservas y otros parámetros técnicos-económicos.

A nivel general, en el sector se han realizado los siguientes trabajos:

Explotación de las canteras en el área de Pintag (Ponce Zambrano,2003)

Situación minera ambiental en la zona de Pintag (Ponce Zambrano,2006)

1.2 Justificación

En la cantera Piedras Rojas actualmente no se cuenta con un diseño de explotación y

cierre de mina, por lo que los trabajos se realizan de manera empírica, consiguiendo

taludes inestables, desorganización en la explotación, pérdidas económicas, entre otras.

Por este motivo el concesionario minero se ve en la necesidad de contar con un

especialista, que realice el diseño y cierre para llevar a cabo una explotación técnica,

eficiente y segura.

2

1.3 Beneficios del proyecto

1.3.1 Directos

Los beneficiarios directos del proyecto son:

El estudiante que tendrá la oportunidad de aplicar todos los conocimientos y destrezas

adquiridos a lo largo de sus años de estudio, que le permitirá realizar una investigación

que le permita obtener el título de Ingeniero de Minas.

El concesionario minero que gracias a la información generada podrá ejecutar las

actividades mineras eficientes, seguras y económicamente rentable, basado en el diseño

de explotación que se va a proponer.

1.3.2 Indirectos

Los beneficiarios indirectos del proyecto son:

La Carrera de Ingeniera de Minas de la Universidad Central del Ecuador, prolongando el

acercamiento con la empresa minera mediante la colaboración del estudiante al elaborar

el presente proyecto integrador.

Las empresas de servicio, comunidad y trabajadores.

Proveedores de insumos y equipos.

Generación de plazas de empleos.

Desarrollo tecnológico y económico del país.

1.4 Relevancia del proyecto

Proporcionar al concesionario del área minera Piedras Rojas, un diseño de cantera que le

permita una producción continua de materiales pétreos para satisfacer la demanda local,

cumpliendo los estándares de calidad, técnicos, sociales y ambientales.

1.5 Aporte

El proyecto de investigación proporcionará un diseño de cantera basado en parámetros

técnicos-económicos, físico mecánicos y geotécnicos del macizo rocoso que propondrá

3

soluciones viables y rentables, en donde se priorizará la seguridad de los trabajadores y

maquinaria.

Se aplicarán procesos que ayuden a salvaguardar el medio ambiente, las fuentes de agua

cercanas y permita una coexistencia tranquila con las comunidades aledañas.

1.6 Recursos para la elaboración del proyecto

Para el desarrollo de la investigación se considerará los siguientes recursos.

Recursos humanos que están conformados por el personal de la concesión minera donde

se desarrolla la investigación, los tutores, revisores y el estudiante de la carrera de

Ingeniería de minas.

Recursos bibliográficos de trabajos realizados en el sector, también se utilizarán páginas

web, manuales, investigaciones, documentos de fuentes confiables que ayuden a

enriquecer la investigación.

Recursos económicos que ayudarán a costear los gastos de ensayos de laboratorio de las

muestras de roca y movilización del estudiante investigador.

Recursos tecnológicos, equipos electrónicos como: laptop, flash memory y softwares

necesarios para el avance del presente proyecto integrador.

4

CAPITULO II

2 MARCO LÓGICO DEL PROYECTO

2.1 Planteamiento del problema

En la concesión minera Piedras Rojas, se está implementando infraestructura para mejorar

la explotación del material pétreo, por lo cual es necesario contar con un diseño de

explotación viable que permita un aprovechamiento racional de los recursos.

Para llevar a cabo el objetivo planteado, es necesario realizar estudios técnicos, mineros,

geológicos, estructurales y geotécnicos que permitan determinen las características físico-

mecánicas del material, morfología, ubicación geográfica, reservas disponibles y factores

técnico económico.

2.2 Formulación del proyecto

¿Es posible el diseño de explotación de la Cantera Piedras Rojas ubicada en la

parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha?

2.3 Identificación de variables

Variables fundamentales para el progreso del presente proyecto integrador (Tabla 1).

VARIABLES DEPENDIENTES VARIABLES INDEPENDIENTES

Diseño

Topografía

Tipo de depósito

Forma del depósito

Parámetros técnico-mineros

Parámetros geo-mecánicos

Parámetros de maquinaria

Topografía

Cotas

Posicionamiento geográfico

5

Coordenadas UTM

Equipos

Capacidad del equipo

Dimensiones del equipo

Radio de giro de la maquinaria

Costo de los equipos y maquinaria

Inversión en las operaciones

Parámetros técnico-mineros

Profundidad

Altura del banco

Angulo de talud del banco

Ancho de la plataforma

Numero de bancos

Berma de seguridad

Geología

Geología del Área

Mineralización

Reservas

Peso específico del mineral

Parámetros económicos financieros

Inversión

Ingresos

Costos

T.I.R

V.A.N

Rentabilidad

Tabla 1: Variables dependientes e independientes ( Fuente: Byron Criollo)

6

2.4 Objetivos

2.4.1 Objetivo general

Realizar el diseño de explotación y cierre de mina de la Cantera Piedras Rojas ubicada

en la Parroquia de Pintag, Cantón Quito, Provincia de Pichincha.

2.4.2 Objetivos específicos

Realizar un levantamiento topográfico a detalle de la concesión minera

Realizar el levantamiento geológico del área de estudio.

Determinar las propiedades geomecánicas del macizo rocoso.

Calcular la calidad geotécnica del macizo rocoso, probabilidad de

deslizamientos de cuñas y coeficiente de seguridad para el diseño propuesto

de la mina.

Calcular la altura de los bancos de explotación, ancho de las bermas y

secuencia de explotación en función de la maquinaria.

Analizar el diseño que mejore y se adapte a las características geológicas y

geomecánicas de la concesión minera.

Calcular las reservas de material pétreo de la concesión minera.

Determinar la rentabilidad del proyecto minero utilizando los criterios de TIR

y VAN.

Proponer parámetros técnicos, económicos, ambientales y sociales que

permitan ejecutar el cierre de la cantera, acorde con las condiciones de una

recuperación integral del área afectada.

2.5 Factibilidad del proyecto

El presente proyecto es viable porque se cuenta con el recurso humano capacitado

necesario, con las condiciones económicas debido a que existe la predisposición del

7

concesionario minero de invertir en el proyecto, vías de acceso al proyecto de segundo

orden.

Los diferentes ensayos que se necesitan para generar la información necesaria para el

diseño se realizará en los laboratorios de resistencia de materiales de la Universidad

Católica del Ecuador.

2.6 Acceso a la información

La concesión minera Piedras Rojas se compromete a compartir con el estudiante la

información necesaria para llevar a cabo el proyecto de investigación además de apoyar

económicamente en la realización de los ensayos, topografía, geología y geo-mecánica

que ayudara a generar información necesaria para el proyecto.

8

CAPITULO III

3 MARCO TEÓRICO

3.1 Ubicación del área de estudio

3.1.1 Ubicación geográfica

La concesión minera “Piedras Rojas” con código catastral 490538 tiene una superficie de

3 hectáreas y se encuentra ubicada en la provincia de Pichincha, cantón Quito, Parroquia

Pintag, aproximadamente a 60 Km al suroeste de la ciudad de Quito (Figura 1).

Figura 1:Ubicacion del proyecto "Piedras Rojas"

3.1.2 Ubicación cartográfica

La concesión minera “Piedras Rojas” se encuentra delimitada por las siguientes

coordenadas UTM, Datum Psad56 (Tabla 2).

Vértice Coordenadas (X)

Coordenadas (Y)

Distancia

PP 794220 9953353 PP-P1 300

P1 794220 9953053 P1-P2 100

P2 794120 9953053 P2-P3 300

P3 794120 9953353 P3-PP 100

Tabla 2: Coordenadas de la concesión minera "Piedras Rojas"

9

Figura 2: Mapa topográfico del proyecto "Piedras Rojas"

3.2 Vías de comunicación y acceso de la cantera

Para llegar a la concesión minera “Piedras Rojas”, desde Quito se debe transitar por la

autopista General Rumiñahui hasta el redondel El Colibrí, ubicado en Sangolquí, desde

ahí se debe recorrer la vía Sangolquí-Pintag, hasta llegar al parque, desde allí se avanza

10

aproximadamente 4 km por la carretera de segundo orden, entonces encontraremos la

cantera “Piedras Rojas”

Las vías hasta la parroquia de Pintag son de asfalto y se encuentran en buen estado, el

resto del camino es asfaltado de mala calidad, con calles estrechas y con muchos baches

que dificultan la circulación de las volquetas que compran material en las canteras (Figura

3).

Figura 3: Acceso al proyecto "Piedras Rojas" (Fuente: Google Earth)

3.3 Estado actual de la cantera “Piedras Rojas”

La cantera “Piedras Rojas” actualmente se encuentra en el régimen minería artesanal, la

explotación de la mina se realiza de manera empírica, utilizando pala mecánica y volqueta

con una producción diaria de 60 metros cúbicos de materiales de construcción, la mina

no cuenta con un diseño de explotación ni cierre de minas por lo que el material no es

11

aprovechado eficientemente. Actualmente se encuentra en proceso de transformación

para pequeña minería, motivo por el cual se están realizando estudios geológicos,

topográficos, geofísicos, diseños, cierre de mina, que son requisitos indispensables para

este proceso (Figura 4).

Figura 4: Estado actual cantera "Piedras Rojas"

3.3.1 Explotación del material

Para la extracción del material pétreo se utiliza una pala mecánica, la explotación se inicia

desde las cotas inferiores de la mina, motivo por el cual no se tienen bancos de explotación

definidos, los diferentes productos de materiales de construcción, se consiguen

clasificándoles gravimétricamente mediante una zaranda artesanal.

Debido a que la mina no cuenta por el momento con una trituradora, rocas de tamaños

mayores a 0.5 metros son desaprovechados, generando problemas de hacinamiento de

éstas en los costados del área o en las vías de acceso.

12

3.4 Geología

3.4.1 Geología regional

Regionalmente la cantera “Piedras Rojas” se encuentra localizada en la hoja geológica de

Pintag (Hoja 1: 100.000), que se caracteriza por tener una gran cantidad de rocas

volcánicas de varios orígenes, como son del Antisana, Cotopaxi, Pasochoa, Rumiñahui,

Sincholahua, etc.

A continuación, se presenta un resumen de las principales formaciones geológicas del

sector.

FORMACIÓN PISAYAMBO (Mio-Plioceno)

“Se denominó así por los afloramientos encontrados cerca de la Laguna de Pisayambo a

30 Km. al SE de Latacunga. La formación consiste de una potente secuencia volcánica

que cubre a manera de manto una gran extensión en la Cordillera Real. Esta formación

ha sido dividida en dos partes una inferior y otra superior, en la primera predominan

piroclásticos, brechas gruesas y conglomerados, en la segunda predominan flujos de lava

andesita—basálticas masivas. Las muestras analizadas petrográficamente indican

variedades de rocas andesíticas con intercalaciones de microlitos de plagioclasas y vidrio

volcánico, por lo general presentan textura fluidal. Los basaltos contienen hiperstena,

augita y vidrio volcánico” (Kennerley,1971).

FORMACIÓN CHICHE (Pleistoceno)

“Los afloramientos que presentan en el área se hallan constituidos desde la parte inferior

a la superior de grano medio, conglomerados con cantos de roca volcánica de hasta 50

cm. de diámetro, una capa de piroclásticos de aproximadamente 1 m de espesor,

nuevamente conglomerados con abundancia de cantos en matriz tobácea. Generalmente

13

los sedimentos Chiche se encuentran cubiertos por una gruesa capa de cangagua. 20 La

edad asignada a estos sedimentos, por los estudios realizados de un pedazo de madera

encontrado en el valle del río San Pedro en el contacto Cangagua, sedimentos Chiche, es

del Pleistoceno y la potencia máxima es 200 m” (Kennerley,1971).

VOLCÁNICOS ANTISANA (Pleistoceno-Holoceno)

“El Volcán Antisana se localiza a los 78° 08’ Longitud Oeste y 00 27’ Latitud Sur, en el

límite provincial entre Pichincha y Napo aproximadamente a 55 Km. al Sureste de la

ciudad de Quito, su máxima elevación tiene 5.705 m., en el filo de una vieja caldera,

remanente de un enorme estratovolcán ha crecido un cono más joven. El zócalo del volcán

está formado por lavas dacíticas las mismas que afloran en el cerro Urcucuy a 14 Km.

hacia al Oeste del Antisana. La parte meridional del volcán ha sido sometida a una intensa

erosión glaciar. La actividad más antigua de la zona está representada por andesitas y

dacitas, según Hantke y Parodi (1966). En los flancos del volcán y en forma radial, se

nota la presencia de varios flujos jóvenes, el mayor mide 5 Km. aproximadamente y se

localiza hacia el Suroeste. En una amplia zona aledaña al volcán se destacan los flujos de

lava denominados Antisanilla, Potrerillos y Cuzcungo que representan lo más joven de la

actividad volcánica. El flujo Antisanilla se originó de un evento en la quebrada Guapal al

Sur de Píntag, mide aproximadamente 11 Km. de largo por dos de ancho, según Wolf

(1982) la erupción se produjo en el año de 1760. El flujo de Potrerillos mide

aproximadamente 8.5 Km. de largo por 0.7 Km. de ancho, esta erupción según Reiss

(citado por Wolf, 1982) se produjo en 1773, el flujo Cuzcungo mucho más pequeño que

los anteriores data de una fecha posterior. La composición de todos estos flujos es la

misma, dacita con olivino, augita plagioclasa, hiperstena y cuarzo, los flujos se originaron

en fallas a manera de derrames lávicos sin erupciones violentas” (Kennerley,1971).

14

3.4.2 Geología local del sector

La explotación de los materiales pétreos de la cantera “Piedras Rojas” se desarrolla en el

flujo de lava del Antisanilla que posee una longitud aproximada de 11Km y un ancho que

varía de 0.5 a 2 Km (Figura 5).

Figura 5: Flujo volcánico del antisanilla

El flujo proviene de dos eventos que se extendió por el valle glaciar de Muerto Pungo,

ocupando un drenaje principal del área que obstaculizó la salida de agua produciendo así

la formación de lagunas (León & Pozo, 2001).

Como aporte por parte del trabajo integrador Diseño de explotación y cierre de mina de

la cantera “Piedras Rojas”, se mide el espesos de del flujo volcánico en el sector de la

mina “Piedras Rojas”, que se encuentra en al final de la lengua de lava.

Para medir el espesor se recurrió a fotos satelitales y a exploración de campo, en busca

de los afloramientos que permitan determinar la profundidad del flujo volcánico.

En fotos obtenida por el programa Google maps, se puede ver claramente los límites del

flujo volcánico en el sector estudiado, en mediciones echas en campo se determinó que

el punto 1 se encuentra a una altura de 3120m.s.n.m, mientras que el punto 2 se encuentra

a 3063m.s.n.m, teniendo una distancia vertical entre ellos de 57 metros (Figura 6).

15

Figura 6: Vista frontal de flujo volcánico antisanilla

Para corroborar los datos obtenido mediante fotografías satelitales, se realizó una

investigación de campo para poder encontrar los afloramientos del depósito volcánico.

El afloramiento se encontró a una altura de 3070 metros, en la ladera del talud, las rocas

andesíticas encontradas son similares a los que están presentes en la cantera “Piedras

Rojas”, por lo que se concluye que son de la misma formación.

Con esta información se concluye que el deposito tiene una potencia de 57 metros en la

parte final de la lengua volcánica y que la cota más baja a la que aflora el yacimiento es

a los 3063m.s.n.m.

Según el estudio “Posibilidades de Aplicación de la Roca del Flujo de Lava de

Antisanilla” (Lachowicz, 1987), la composición de la roca corresponde a una andesita

con olivino y cuarzo secundario, cuyas propiedades físico –mecánicas son buenas.

En la figura 5 se muestra el corte superficial, del flujo de lava de la cantera “Piedras

Rojas” con todas las litologías presentes en el sector. A continuación de la figura 7 se

encuentra una descripción de todas las litologías:

1

2

16

Figura 7: Identificación de los materiales de construcción en la cantera "Piedras Rojas"

1.- Material removido

Material pétreo suelto de gran tamaño producto del flujo lávico y que no ha podido ser

procesado por la falta de una trituradora en la mina.

2.- Lavas andesíticas

Lava andesítico consolidad con hornblenda, plagioclasa y con gran cantidad de vidrio

volcánico incrustado en la roca como material accesorio, se encuentra en contacto

irregular con la auto brecha (Figura 8).

17

Figura 8: Lavas andesíticas

3.- Auto brecha

Brecha de tipo monolítica que está compuesta casi en su totalidad por andesita basáltica

con piroxeno, cuyos clastos sub angulosos que van en tamaño desde los 2mm hasta los

30 cm, presentan una textura porfídica donde se puede distinguir presencia abundante de

plagioclasa y piroxeno. Las brechas presentan una tonalidad rojiza como resultado de la

oxidación termal. La matriz es arena fina (Figura 9).

Figura 9: Auto brecha

18

4.- Cangagua

Esta unidad se encuentra aflorando al norte de la concesión, se presenta de color blanco,

compuesta por ceniza fina, su estructura es compacta y moderadamente sorteada (Figura

10).

Figura 10: Cangagua

3.4.3 Mapa Geológico

En la figura 11 se muestra el mapa geológico de la Cantera “Piedras Rojas”, con las

litologías descritas anteriormente y con su distribución espacial en la mina. La auto brecha

cubre gran parte del mapa geológico, pero cabe destacar que es solo superficial, debajo

de esta existe rocas andesíticas, existe vestigios de cangagua, pero esta es mínima y no

afecta en la explotación del material pétreo, el mapa geológico a más detalle se encuentra

en el anexo 2.

19

Figura 11: Mapa geológico Cantera "Piedras Rojas"

20

3.4.4 Perfil geológico

A continuación, en la figura 12, se presenta un perfil geológico realizado en la mina

“Piedras Rojas”, en donde se puede observar la distribución de las litologías presentes en

el área de estudio.

Figura 12: Perfil geológico cantera "Piedras Rojas"

La mayor parte del depósito se encuentra formada por lavas andesíticas (Psn), producto

de eventos volcánicos del Antisana, por encima de las lavas se encuentra material de

brecha (Br) del mismo depósito, que se forma por el movimiento del flujo de lava (Figura

10), existe una pequeña acumulación de cangagua (Qc), pero su presencia es mínima y

no interviene en la explotación del depósito.

Una de las particularidades del depósito es la presencia de auto brechas que se encuentran

en la parte superior del depósito. Este material es el más fácil de extraer debido a que se

encuentra semi compactado por lo tanto es fácil arrancarlo con la pala mecánica sin

mucho esfuerzo. En la figura 13 se muestra como es la formación de una auto brecha y

como se relaciona con el origen del depósito.

21

Figura 13: Movimiento de los bloques producido en la parte exterior de la lava (Fuente:

Encyclopedia of Volcanoes)

“Una auto brecha es el producto de la fragmentación no explosiva de lava durante su

fluencia. En general, los bordes de la lava, que están más fríos, forman una capa rígida

que durante el flujo se rompe y se incorpora al resto de la lava. El resultado final es un

flujo lávico formado por una parte central de textura coherente, con bordes superior e

inferior con auto brechas. Las auto brechas están formadas por bloques o clastos de lava

de distintas formas, son típicos los clastos pumiceos y bandeados. Los agregados son

monolíticos, con escasa matriz, pobremente seleccionados, y gradan a lava con textura

coherente, pasando por texturas con forma de rompecabezas.” (Sigurdsson,2000, p.704).

En una parte especifica fuera de los límites de la concesión minera, también se pudo

encontrar ceniza volcánica, que es un problema para la explotación, sin embargo, se

intentó localizar otro afloramiento, y no se encontró, para comprobar que la ceniza

volcánica no se proyectará hacia los límites de la cantera se realizó una excavación con

la ayuda de la pala mecánica de hasta 5 metros de profundidad y no se encontró evidencia

de su existencia, por lo que se considera que la ceniza volcánica se encontraba cubriendo

el deposito, pero la erosión y trabajos artesanales en el deposito provocaron que

desaparezca del depósito.

22

3.5 Evaluación de reservas

3.5.1 Estimación de reservas

Para la estimación de reservas de la mina se utilizó 2 métodos, el primero método fue

mediante el uso del software Civil 3D, en donde se comparó la topografía actual de la

mina con un diseño de explotación propuesto, y la diferencia de volumen entre las dos

superficies da como resultado el volumen industrialmente explotable de la cantera

“Piedras Rojas” (Figura 14), y el segundo que se utilizo fue el método de isolíneas

mediante el análisis minero geométrico, la metodología utilizada se detalla en la sección

4.1.

Figura 14: Cálculo de volumen cantera "Piedras Rojas" (Fuente: CivilCad)

Las reservas de material industrialmente explotable se calcularon utilizando el software

Civil 3D, la técnica que se utilizó fue comparando el volumen entre dos superficies, la

primera fue la superficie original de la concesión minera, y la segunda superficie fue la

mina con los bancos de trabajo, la diferencia entre estas dos superficies resultó el volumen

de 173522 metros cúbicos, a continuación se presenta el informe que se genera en el

software CivilCad al momento de realizar el cálculo de volúmenes.

23

Figura 15: Reporte de volúmenes de reserva (Fuente: CivilCad)

Mientras que con método de isolíneas con el análisis minero geométrico se obtiene un

volumen de 170400 m3. El error entre los dos sistemas es del 1% y se detalla en la sección

3.17, el valor que se utilizará para los cálculos posteriores será el obtenido por el método

de isolíneas por ser el más conservador en cuanto a reservas explotables en la cantera.

3.5.2 Tipos de reservas

Las reservas calculadas para la Cantera “Piedras Rojas”, son industrialmente

explotables, debido a que se determinó las disensiones del depósito y se comprobó que

tiene la profundidad establecida para el diseño de la mina.

3.5.3 Producción diaria

La producción diaria proyectada de la mina será de 300 metros cúbicos/día y se calcula

en función de la maquinaria y demanda de material, que en capítulos siguientes de detalla

la metodología de cálculo.

3.5.4 Vida útil del deposito

La vida útil del depósito está directamente relacionada al ritmo de explotación del

material pétreo, debido al acelerado crecimiento demográfico y urbanístico del cantón

Rumiñahui la producción debe ser incrementada hasta el volumen permitido por la ley

para pequeña minería en áridos y pétreos, que es de 300 metros cúbicos.

𝑇𝑣𝑖𝑑𝑎 𝑢𝑡𝑖𝑙 =𝑉𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎𝑠 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑡𝑎𝑏𝑙𝑒𝑠

𝐷 ∗ 𝑃

24

Donde:

𝑇𝑣𝑖𝑑𝑎 𝑢𝑡𝑖𝑙 = Vida útil del depósito

𝑉𝑟𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎𝑠 𝑒𝑥𝑝𝑙𝑜𝑡𝑎𝑏𝑙𝑒𝑠= Reservas explotables

D= Días laborables al año

P= Producción diaria de la cantera

𝑇𝑣𝑖𝑑𝑎 𝑢𝑡𝑖𝑙 =170400 m3

233 𝑑𝑖𝑎𝑠 ∗ 300 𝑚3/𝑑𝑖𝑎

𝑇𝑣𝑖𝑑𝑎 𝑢𝑡𝑖𝑙 = 2.4 𝑎ñ𝑜𝑠

3.6 Caracterización de los materiales de construcción

La producción de la cantera al encontrarse en el régimen de minería artesanal, tiene

limitaciones al momento de producir diferentes tipos de materiales de construcción

debido a que no puede contar con una trituradora que le permita producir grava, arena,

polvo, etc. Por este motivo tiene necesidad de pasar al régimen de pequeña minería.

En la mina se emplea una zaranda clasificadora gravimétrica para producir tres 3 tipos de

material, los cuales son:

Arena: conjunto de partículas de roca que miden entre 0,063mm y 2mm, son

de uso cotidiano en la construcción de obras y en la fabricación de bloques.

Grava: conjunto de partículas de roca que miden ente 2mm hasta los 64mm,

se utiliza como base o sub base para la construcción de carreteras, lastre

fabricación de hormigón, en la construcción de obras.

Piedra bola: Su tamaño varía dependiendo de la necesidad, van de tamaños de

10 cm hasta 30cm, se utiliza en la construcción.

25

3.7 Identificación de parámetros a investigar

El diseño de explotación de canteras requiere un análisis pormenorizado de varios

parámetros relacionados con las características del depósito, como son: parámetros geo-

mecánicos del material, características de la maquinaria que se empleará en la

explotación, estos parámetros ayudarán a encontrar la mejor solución técnico-económica

para la explotación de la cantera, que garantice la seguridad y protección socio-ambiental

en el área de influencia.

3.8 Parámetros geométricos

La cantera “Piedras Rojas” se encuentra ubicada en un depósito de lavas andesíticas

provenientes del volcán Antisana. En el depósito existen varias concesiones mineras, por

lo tanto, la geometría de la cantera está dado por los límites de la concesión minera (Tabla

3).

Ancho del depósito 100m

Largo del depósito 300m

Potencia del depósito 57m

Forma del depósito Masivo

Inclinación del depósito <20°

Tabla 3: Geometría depósito "Piedras Rojas"

3.9 Parámetros geomecánicos

Para determinar los parámetros geomecánicos de los materiales pétreos de la mina, se

toma dos tipos de muestras, una de materiales gruesos y otra de materiales finos, y para

calcular las propiedades físico-mecánicas de las muestras se realizó ensayos de

laboratorio.

3.9.1 Pesos especifico

“Es el peso de las rocas sin considerar la humedad relativa, los poros, fisuras, etc.”

(SOSA G. H., 1994).

26

𝛿 =𝐺

𝑉𝑑; Formula 1

Donde:

𝛿: Peso específico de la roca, 𝑔

𝑐𝑚3⁄

G: Peso de la parte dura de la roca, g

Vd: Volumen de la parte dura de la roca, cm3

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la

Universidad Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados (Anexo 2):

Peso especifico

Agregado grueso (ripio) 2.39 g/cm3

Agregado fino (arena) 2.51 g/cm3

Tabla 4: Valor de peso específico

3.9.2 Esponjamiento

“Por esponjamiento de las rocas consolidadas, se comprende el aumento de volumen

como resultado de la trituración o arranque en comparación con el volumen que la roca

ocupaba en el macizo (antes de la trituración). El esponjamiento se valora por una

magnitud adimensional que es el coeficiente que expresa la relación del volumen de la

roca después del triturado para el volumen de la misma en el macizo” (MECÁNICA-DE-

ROCAS-I, 2008)

𝐾𝐸 =𝑉𝐸

𝑉

Donde:

𝐾𝐸: Coeficiente de esponjamiento

𝑉𝐸: Volumen de la roca después del triturado

V: Volumen de la roca en el macizo rocoso

Para obtener el valor del esponjamiento, se recurre a la tabla 5:

27

Tabla 5: Factor de esponjamiento (Fuente: Proyecto de explotación de la cantera GNL2

Canete-Perú)

3.9.3 Densidad aparente

La densidad aparente es la relación que existe entre la masa y el volumen de la muestra

de roca tomando en cuenta los poros del material. Los análisis de laboratorio realizados

en la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad Central del Ecuador, dieron los

siguientes resultados

Densidad aparente suelta y compactada

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad

Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados.

• Agregado grueso (Ripio)

Densidad aparente suelta =1.71 g/cm3

Densidad aparente compactada = 1.84 g/cm3

• Agregado fino (Arena)

Densidad aparente suelta = 1.55 g/cm3

Densidad aparente compactada = 1.68 g/cm3

28

3.9.4 Permeabilidad

Capacidad que tiene la roca de permitir al flujo de agua pasar a través de ella se

denomina permeabilidad al agua, si permite el paso de otros tipos de líquidos o de gases

simplemente se denomina permeabilidad de la roca. El coeficiente de permeabilidad es

el que permite medir esta propiedad.

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la

Universidad Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados

𝐾𝑝𝑟 =𝑄 ∗ ∆𝑃 ∗ 𝑛

𝐹 ∗ ∆𝑝

Donde:

𝐾𝑝𝑟: Coeficiente de permeabilidad

𝑄

𝐹⁄ : Velocidad de filtración

∆𝑃∆𝑝⁄ : Gradiente de presión

n: Viscosidad del liquido

3.9.5 Porosidad

El volumen de poros expresados en porcentaje del volumen total de la roca se denomina

porosidad. Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la

Universidad Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados

𝑛 =𝑉𝑃

𝑉∗ 100

Donde:

n= Porosidad

Vp= Volumen de poros

V= Volumen de la roca

Se consulta en bibliografía el valor de la porosidad en las rocas andesíticas (Tabla 6).

29

Tabla 6: Porosidad (Fuente: Sanders, 1998)

3.9.6 Abrasividad

“Es la resistencia que la roca presenta ante los procesos de alteración y desintegración,

propiedad a la que también se alude como alterabilidad, definiéndose en este caso como

la tendencia a la rotura de los componentes o de las estructuras de la roca” (Ingeniería

geológica, 2010).

“En los agregados gruesos (gravas) una de las propiedades físicas más importante en el

diseño de mezclas es la resistencia a la abrasión o desgaste de los agregados. La

realización de este ensayo permite establecer si el material es apto para la cimentación de

vías, como material: sub – base o material de cobertura asfáltica o que puedan servir para

la fabricación de hormigones. El porcentaje máximo que puede perder en peso por

abrasión una muestra ensayada debe ser menor del 50% para que el material pueda ser

utilizado en la fabricación de hormigones”. (NEC, 2010).

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad

Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados.

• Porcentaje de pérdida después de 500 revoluciones = 27.82 %

• Coeficiente de uniformidad = 0.26

30

Observación: De acuerdo a la MTOP-OOl F 2002, el porcentaje máximo de desgaste

permitido en la elaboración de hormigón es del 50% de la masa total, por lo que es este

material se obtuvo un desgaste del 27.82% siendo un indicador que puede ser utilizado

en la elaboración de hormigón.

3.9.7 Capacidad de absorción

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad

Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados

• Agregado grueso (Ripio) = 4.75 %

• Agregado fino (Arena) = 1.13 %

3.9.8 Humedad

La humedad se define como la cantidad de agua contenida en la roca respecto al volumen

total de esta. Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de

la Universidad Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados

• Agregado grueso (Ripio) =1.01 %

• Agregado fino (Arena) = 3.98 %

Observación: Estos valores son indispensables ya que se los utiliza en las correcciones de

humedad, previo a realizar las mezclas de hormigón.

3.9.9 Colorimetría

Los análisis de laboratorio realizados en la Facultad de Ingeniería Civil de la

Universidad Central del Ecuador, dieron los siguientes resultados

Visualmente la muestra presenta un color amarillo, lo que da a entender que presenta poca

materia orgánica, por lo que la arena y ripio se consideran de buena calidad.

3.9.10 Angulo de rozamiento interno

“El ángulo de rozamiento interno es la representación matemática del coeficiente de

rozamiento, el cual es un concepto básico de la física.” (Suarez Dias,1998).

31

Figura 16: Talud natural de rocas pulverulentas (Fuente: Mecánica de rocas-I 2008)

T = F

O también:

𝑄𝑠𝑒𝑛 ∝0 = 𝑄.𝑓1𝑐𝑜𝑠 ∝0

Dónde:

f1: Coeficiente de rozamiento, por deslizamiento, de la partícula sobre la superficie

AB.

T: Fuerza de deslizamiento

F: Fuerza de rozamiento

De la igualdad anterior, se tiene que:

𝑓1 = 𝑠𝑒𝑛 ∝0 𝑐𝑜𝑠 ∝0 = 𝑡𝑔 ∝0

La magnitud del coeficiente de rozamiento puede ser considerada como la tangente del

ángulo

𝑡𝑔 ∝0 = tg φ

O también:

∝0 = φ

“La magnitud del ángulo de rozamiento interno depende del tamaño, forma y humedad

de las partículas. La presencia de partículas grandes aumenta el ángulo de rozamiento

interno; la redondez de las partículas, por el contrario, disminuye dicho ángulo”

32

La resistencia de las rocas pulverulentas al deslizamiento y naturalmente el ángulo de

rozamiento interno depende también del empaquetamiento de las partículas

(cristalografía).

El ángulo de talud natural se determinó en el campo, en un amontonamiento de material

pétreo, con la ayuda de una brújula y el resultado del ángulo de talud natural para el

agregado es de 40°.

3.10 Referencias específicas de la investigación

En la realización del proyecto de diseño de explotación de la cantera “Piedras Rojas” se

consideran las variables anteriormente descritas, las cuales son topografía, maquinaria a

utilizarse, parámetros técnico-mineros y parámetros financieros, los cuales son de

naturaleza dependiente e independiente, que nos permitirán realizar el diseño más óptimo

para la mina de áridos.

3.11 Características relevantes del proyecto

El material pétreo presente en la mina en su gran mayoría es andesita fracturada, pero

también existen material disgregado, compuesto por clastos sub angulosos de diversos

tamaños, que van desde los 5 mm hasta 30 cm, estos son producto de las auto brechas

generadas en el sector por el flujo de la lava en el tiempo de formación del depósito. Los

dos tipos de material son posible extraerlos de manera mecánica sin necesidad de

explosivos.

En presente proyecto se destaca por realizar un análisis completo geomecánico del

yacimiento, aplicando criterios del RMR, GSI y SRM, además de realizar un análisis

cinemático de cuñas y proponer un sistema de cierre innovador que el cierre de mina con

el llenado de la cantera con agua para convertirlo en un lago recreativo.

33

El depósito se encuentra aflorando, no existe sobrecarga debido a que en anteriores

explotaciones artesanales ya se retiró toda la capa orgánica, por lo que no hace falta una

escombrera.

La topografía de la cantera es irregular, lo que permite la extracción del material mediante

bancos descendentes.

3.12 Determinación y medición de variables y parámetros

La topografía es una de las variables importantes para la elaboración del diseño de

explotación, con esta información obtenemos coordenadas, curvas de nivel, reservas del

depósito. El levantamiento topográfico lo ejecutó un equipo contratado, para lo que utilizó

un dron.

La información generada se procesa en los softwares de ArcGis, Auto Cad, Civil Cad y

el paquete de programas Geociencie. Con la ayuda de estos programas informáticos se

obtiene las curvas de nivel de la cantera y los perfiles del diseño de la mina.

Las propiedades físico-mecánicas de las rocas y agregados del material pétreo producido

en la mina se determinan mediante ensayos de laboratorio, tablas y figuras de referencia

obtenidas de la bibliografía que se utiliza en la investigación.

La maquinaria que se utiliza en la cantera para la extracción, carguío y trasporte del

material es de propiedad privada, la mina al encontrarse en el régimen de minería

artesanal, cuenta con limitaciones respecto a la capacidad de la maquinaria que se puede

utilizar en la extracción del material pétreo, pero una vez que la mina logre cambiar su

régimen a pequeña minería se adquirirá la maquinaria necesaria para poder obtener la

mayor utilidad posible del depósito.

3.13 Registro de información

La información recolectada como: muestras, topografía, mediciones, geología, se

almacenan en diferentes programas informáticos.

34

La topografía y geología se almacena en el software ArcGis, el resultado de las muestras

se ingresa en Excel, el cálculo de las reservas se realiza en CivilCad, la geotecnia se

registrará en plantillas geotecnias previamente realizadas y luego serán transcritas a

Excel.

3.14 Procesamiento de datos

Los datos recopilados son procesados, para este fin se utilizan varias herramientas

informáticas y el conocimiento e ingenio del estudiante para poder llegar a una correcta

compresión e interpretación de los datos recopilados.

En el procesamiento de los datos topográficos se utilizan los softwares ArcGis, AutoCad

y CivilCad, con los cuales se generaron curvas de nivel georreferenciadas en coordenadas

UTM, cálculos de volúmenes, etc.

Para el cálculo de los diferentes parámetros técnicos y elaboración de tablas que se

utilizan en el diseño de la cantera se utiliza el software Excel, que tiene la cualidad de

poder insertar ecuaciones matemáticas que se utilizan en los cálculos.

Para el procesamiento de los parámetros técnico, se utilizan los softwares RocData, Dips,

Swedge, Slide y CivilCad, que permiten el diseño de bancos, bermas de trabajo, ángulo

de liquidación de la cantera, diseño de vías, coeficientes de seguridad y otras variables.

3.15 Análisis de resultados

Una vez realizados los cálculos de los parámetros que influyen en el diseño de explotación

de la mina, se procede a realizar un análisis de todos los resultados obtenidos. El análisis

es de suma relevancia debido que nos permite discernir cuestiones relacionadas el método

de explotación de la mina, los procesos de trabajo que se llevarán a cabo, características

geomecánicas del material existente y topografía en la que se encuentra emplazado el

depósito.

Para el análisis de resultados se dividió en diferentes campos de estudio:

35

Tipo de material y condiciones geomecánicas

El material pétreo presente en la cantera son lavas andesíticas proveniente de los flujos

piro clásticos del volcán Antisana, se encuentra moderadamente fracturado además

existen auto brechas, con clastos con tamaños desde unos pocos milímetros hasta varios

centímetros.

Los materiales pétreos existentes en la mina son de buena calidad, presentan altas

resistencias a la compresión simple, y tienen valores desde 300 a 400 MPa, la abrasión es

26% y se encuentra en el rango recomendado por el INEC para la fabricación de

hormigones. Uno de los puntos débiles del material es la capacidad de absorción que es

de 4.75% para ripio y 1.13% para arena y la humedad que es 1.01% y 3.98% para ripio y

arena respectivamente.

Geometría y volumen de reservas del depósito

El depósito ocupa varios cientos de hectáreas en donde trabajan varias concesionarias

mineras, la mina “Piedras Rojas” está limitada por los vértices del área minera. Tiene un

largo de 300 m y 100 m de ancho, la topografía es irregular de tipo montañoso, la cota

superior en la concesión es de 3170 m y la cota inferior es de 3130 m.

Las reservas de material pétreo son 170400 m3 y con una producción diaria de 300

m3 día la vida útil de la mina es de 2.4 años.

Caracterización geotécnica

Para el muestreo geotécnico se realizaron en 4 ventanas para el análisis de la calidad de

la roca, las ventanas realizadas son representativas de todo el macizo rocoso, después de

procesar los datos recolectados en campo, se determinó que el Rock Mass Rating (RMR)

promedio de la cantera es de 65, que según la tabla de Bieniawski, es una roca de clase

II, de calidad buena. En el análisis posterior con las herramientas RocData y Dips se

determinó que Geological Strength Index (GSI) es de 55, y se obtiene un ángulo de

36

fricción referencial de 35° utilizando el criterio de Barton-Bandis, posteriormente en el

análisis de inestabilidad tanto plana como en cuña se determina que la probabilidad de

que ocurra estos deslizamientos es nula en todos los casos analizados, debido a la

geometría de los bancos.

Parámetros técnicos del diseño

La profundidad de la cantera será de 40 metros, desde la cota 3170 hasta la cota 3130,

tendrá 4 bancos con una altura de 10 metros cada uno, la inclinación de los bancos será

de 50° mientras que el ángulo de liquidación de la cantera será de 40°, la berma final

tendrá un ancho de 4 metros.

Rentabilidad del proyecto

En el cálculo de la rentabilidad del proyecto que se propone, se utilizan los conceptos de

Tasa Interna de Retorno (TIR) y el Valor Neto Actual (VAN), una vez analizado el flujo

de caja para los años de vida útil del proyecto se determinó que el TIR es de 53%, lo que

significa que el proyecto es rentable y se recomienda invertir, conforme se analiza en los

capítulos posteriores.

37

3.16 Planteamiento de alternativas para el diseño del proyecto

Código del grupo Grupo de métodos de explotación

Código de subgrupo

Subgrupo Código del método

Método de explotación

C Continuos CL Continuos longitudinales CLU Continuos longitudinales por un borde

CT Continuos transversales CLD Continuos longitudinales por dos bordes

CA Continuos abanico CTU Continuos transversales por un borde

CR Continuos radiales CTD Continuos transversales por dos bordes

CAC Continuos abanicos centrales

CAD Continuos abanicos desconcentrados

CRC Continuos radiales centrales

CRP Continuos radiales periféricos

P De profundización PL De profundización longitudinal

CLU De profundización longitudinal por un borde

PT De profundización longitudinal

CLD De profundización longitudinal por dos bordes

PA De profundización transversal

CTU De profundización transversal por un borde

PR De profundización en abanico

CTD De profundización transversal por dos bordes

De profundización radial CAD De profundización en abanico desconcentrado

CRC De profundización radiales centrales

PC De profundización y continuos (combinados) Combinación en variantes diferentes

Tabla 7: Clasificación de los métodos de Explotación a Cielo Abierto según V.V. Rzhevskiy. (Fuente: HUMBERTO SOSA -” Tecnología de la

Explotación de minerales duros por el método a Cielo Abierto”).

38

3.17 Análisis minero geométrico

Para el análisis minero geométrico de la cantera “Piedras Rojas”, se utilizó 11 perfiles

que tienen una separación de 20 metros, para cubrir la totalidad de la superficie el

yacimiento minero (Figura 14). En análisis servirá para comprobar las reservas de

material existentes en el yacimiento que anteriormente ya fueron calculados mediante el

software Civilcad, y calcular el porcentaje de error entre los dos métodos.

Figura 17: Perfiles topográficos

39

A continuación, se presenta las tablas del cálculo minero geométrico para los 5 primeros

perfiles, a manera de ejemplo, las demás tablas junto con el corte de los perfiles se

encuentran en el anexo 7.

Tabla de valores de análisis Minero-Geométrico de Cantera "PIEDRAS ROJAS" (Perfil A-A1)

Índice Índices por etapas

Bancos I II III IV

Cotas 3165 3155 3145 3135

Profundidad creciente 10 20 30 40

Material pétreo Ordenadas 45 68 0 0

Superficie 450 680 0 0

Volumen 9000 13600 0 0

Acumulado 9000 22600 22600 22600

Tabla 8: Análisis minero geométrico perfil A-A1

Tabla de valores de análisis Minero-Geométrico de Cantera "PIEDRAS ROJAS" (Perfil B-B1)

Índice Índices por etapas

Bancos I II III IV

Cotas 3165 3155 3145 3135

Profundidad creciente 10 20 30 40

Material pétreo Ordenadas 0 67 42 0

Superficie 0 670 420 0

Volumen 0 13400 8400 0

Acumulado 0 13400 21800 21800

Tabla 9:Análisis minero geométrico perfil B-B1

40

Tabla de valores de análisis Minero-Geométrico de Cantera "PIEDRAS ROJAS" (Perfil C-C1)

Índice Índices por etapas

Bancos I II III IV

Cotas 3165 3155 3145 3135

Profundidad creciente 10 20 30 40

Material pétreo Ordenadas 0 67 42 17

Superficie 0 670 420 170

Volumen 0 13400 8400 3400

Acumulado 0 13400 21800 25200

Tabla 10: Análisis minero geométrico perfil C-C1

Tabla de valores de análisis Minero-Geométrico de Cantera "PIEDRAS ROJAS" (Perfil D-D1)

Índice Índices por etapas

Bancos I II III IV

Cotas 3165 3155 3145 3135

Profundidad creciente 10 20 30 40

Material pétreo Ordenadas 0 55 42 17

Superficie 0 550 420 170

Volumen 0 11000 8400 3400

Acumulado 0 11000 19400 22800

Tabla 11:Análisis minero geométrico perfil B-B1

Tabla de valores de análisis Minero-Geométrico de Cantera "PIEDRAS ROJAS" (Perfil E-E1)

Índice Índices por etapas

Bancos I II III IV

Cotas 3165 3155 3145 3135

Profundidad creciente 10 20 30 40

Material pétreo Ordenadas 41 39 42 17

Superficie 410 390 420 170

Volumen 8200 7800 8400 3400

Acumulado 8200 16000 24400 27800

Tabla 12: Análisis minero geométrico perfil E-E1

41

En la tabla 13 se resumen los resultados obtenidos de los 11 perfiles analizados:

Sumatoria de volúmenes de perfiles

PERFIL A B C D E F G H I J K TOTAL

VOLUMEN 22600 21800 25200 22800 27800 21800 10400 9400 3400 2800 2400 170400m3

Tabla 13: Sumatoria de volúmenes de perfiles

El cronograma de actividades por etapas se muestra en la tabla 14:

Cronograma de actividades por etapas

Etapas I II III IV

Material pétreo (m3) 18200 68200 55000 29000

Requerimiento anual de material pétreo (m3/año) 69900

Tiempo de extracción por año 0.26 0.98 0.79 0.41

Tiempo acumulado (año) 0.3 1.2 2.0 2.4

Tabla 14: Cronograma de actividades por etapa

El volumen de reservas de material pétreo obtenido con el software CivilCad fue de

173522m3, mientras que con el método de perfiles se obtuvo 170400m3, el porcentaje de

erro fue del 1.3 % que se considera tolerable, estas reservas de material pétreo

industrialmente explotables se extraerán en un periodo de 2.4 años con una producción

diaria de 300m3.

42

CAPÍTULO IV

4 MARCO CONCEPTUAL

4.1 Método de isolíneas para el cálculo de reservas de material pétreo

La cantera como campo geométrico se desarrolla en el tiempo y el espacio a medida que

se explota el yacimiento. La profundidad de la cantera, sus límites, y volumen en forma

sistemática aumentan; los volúmenes (v) de masa rocosa, rocas estériles y mineral útil

extraídos en el proceso de los trabajos a cielo abierto desde el inicio hasta el fin se pueden

expresar con las siguientes funciones (SOSA G. H., 1989):

V = f (H)

V = f (T)

Donde:

H= profundidad de la cantera (m)

T= tiempo (años)

Es un método que permite calcular la cantidad de material pétreo y de estéril por banco,

para el cálculo es necesario conocer el borde final de la cantera con los taludes de

liquidación y el perfil topográfico del terreno.

A continuación, se detallan los pasos a seguir para aplicar la metodología de caculo de

reservas por el método de isolíneas para el perfil A-A1 de la cantera:

1. Se deben definir las etapas de trabajo (Bancos), con las que contara la cantera,

que para este caso de estudio en específico serán IV etapas de trabajo, en una

hoja de cálculo se coloca en una columna las etapas desde la cota mayor que es

3165m.s.n.m (Etapa I), hasta la cota menor que es 3135m.s.n.m (Etapa IV).

43

Cada banco o etapa tiene una altura de 10 metros, cabe destacar que para el análisis

minero geometría de isolíneas es necesario tomar las cotas de las alturas intermedias

de los bancos.

2. La tabla se debe clasificar en función de los tipos de materiales presentes en la

cantera como son estéril, material pétreo y masa rocosa, para el caso de la Cantera

“Piedras Rojas”, solo existe material pétreo por razones ya detalladas

anteriormente.

Para la medición de las ordenadas en el perfil A-A1, se emplea la ayuda del software

CivilCad, que permite graficar el perfil del terreno y el perfil de los taludes de liquidación

de la cantera, para posteriormente medir la distancia entre ellos.

44

Obtenido el valor de la ordenada con la ayuda del CivilCad, se multiplica este valor por

la altura de cada etapa que es 10 metros, para obtener la superficie, esto se realiza para

cada etapa.

3. Calculado la superficie se procede a calcular el volumen de material pétreo para

cada etapa, este valor se obtiene multiplicado el valor de la superficie por el valor

de la distancia entre perfiles, que para el caso de la Cantera “Piedras Rojas” fue

de 20 metros.

4. En cada etapa se obtiene un volumen y este debe ser sumado para obtener el

volumen acumulado del perfil A-A1.

En cada uno de los perfiles (11 perfiles), realizados en la cantera se obtiene un volumen

acumulado, para obtener las reservas de material pétreo en la cantera se debe sumar el

valor acumulado de los perfiles. Sumados todos los perfiles de la cantera “Piedras Rojas”,

obtenemos 170400 m3 de reservas de material pétreo.

45

4.2 Técnica se selección University of British Columbia (UBC) para el sistema

de explotación

El método de selección para la explotación minera UBC, es una versión mejorara del

sistema desarrollado por Nicholas, las principales mejores que se presentan es la

introducción de un valor -10 en lugar del -49 que propone Nicholas, esto ayuda a no

descartar un método de explotación totalmente y otra mejora fue el ajuste de la

clasificación geomecánica. Los parámetros que se emplean para la clasificación

geomecánica se detalla a continuación (Figura 18).

Figura 18: Método de selección para la explotación minera UBC (Fuente: University of

British Columbia)

46

4.3 Caracterización del macizo rocoso

Las técnicas y teorías para la caracterización de los macizos rocosos son muy variadas y

han ido cambiando según avanza la tecnología, haciendo más preciso la medición de los

parámetros geotécnicos.

Las clasificaciones geomecánicas tienen por objeto caracterizar ingenierilmente un

determinado macizo rocoso y evaluar unas necesidades de sostenimiento en función de

una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor numérico (Jordá, in litt).

Una de las mayores ventajas de las clasificaciones geomecánicas, es que son simples y

constituyen un medio efectivo para representar la calidad geomecánica de macizos

rocosos y de considerar experiencias precedentes (Harrison & Hudson, 2000).

4.3.1 Estaciones geomecánicas

Es un sitio dentro del área de la concesión minera en donde podemos medir de forma

ordenada, utilizando una metodología datos estructurales como abertura, rugosidad etc.

El levantamiento geomecánico se realiza en los afloramientos del depósito y el número

de estaciones necesarias para la caracterización geomecánica estará en función de los

cambios de litología, variación de las características de los materiales y modificaciones

del macizo por fallas. Los datos recolectados en campo se colocarán de manera ordenada

en una matriz geotécnica (Figura 19).

47

Figura 19: Formato de estación geomecánica (Fuente: Ing Danny Burbani)

En la descripción del macizo rocoso se utiliza la clasificación Rock Mass Rating (RMR)

propuesta por Bieniawski.

4.3.2 Clasificación de Bieniawski

Para la obtención del Rock Mass Rating (RMR), se tiene que dividir al macizo rocoso en

dominios estructurales que posean características similares. La calidad del macizo rocoso

(RMR), se evalúa a partir de los siguientes parámetros.

Resistencia a la compresión simple (RCS)

Se puede obtener mediante ensayos de laboratorio o de manera manual en el campo con

la utilización del martillo del campo o el índice de carga puntal, mide la resistencia de la

roca a la rotura al someterla a una carga.

Rock Quality Designation (RQD)

Clasificación empleada por Deere, para medir la calidad del macizo rocoso mediante el

número de juntas presentes en un metro cubico del macizo rocoso (Figura 20).

PROYECTO:

LOCALIZACIÓN DE LA ESTN GEOM:

REALIZADO POR: BYRON CRIOLLO

ORIENTACIÓN DE LA LADERA:

Litología (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM, 1981) (4)

E C Arcillas y limos Ox Óxidos Pz Pizarras Es Esquistos R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penetra fácilmente varios cm.

S S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenitas R1 Al golpear con la punta del mart illo la roca se desmenuza. S2 El dedo penetra fácilmente varios cm.

J G Gravas Cc Carbonatos Ar Areniscas Gr Rocas granít icas R2 Al golpear con la punta del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesita una pequeña presión para hincar el dedo.

F B Brechas F Feldespatos Cz Calizas V Rocas básicas R3 Con un golpe fuerte de mart illo puede fracturarse. S4 Se necesita una fuerte presión para hincar el dedo.

B M M ilonitas M a M iner. Arcilla M a M ármoles R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para fracturarla. S5 Con cierta presión suele marcarse con la uña.

M g M argas R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para fracturarla. S6 Se marca con dif icultad al presionar con la uña.

R6 Al golpear con el mart illo sólo saltan esquirlas.

Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.

I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6

X X X X X X x X

X X X X X X X X

X X X X X X x X X X

X X X X X X X X X X

X X X X X X X X X X

X X X X X X x X X X

X X X X X X x X X X

X X X X X X X X

X X X X X X X X

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l

METEORIZACIÓN

(ISRM, 1981)

RESISTENCIA (Mpa)

(ISRM, 1981) (4)

LEYENDA

Tipo de plano (1)

CARACTERIZACIÓN DE LA ROCA MATRIZ

Bandeado

Juntas

Estrat if icación

Fallas

ESTACION 1

DATOS GENERALES

Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) .

CONDICIONES HIDROGEOLÓGICAS LOCALES Y REGIONALES:

Extr

em

ju

nta

s.

Mu

y ju

nta

s

< 1

≥1

, <

3

NO

J 14 0 6 0

B

J 13 5 6 5 NO

J 13 0 59

NO

B

J 16 0 8 8 B

J 18 2 8 2

55

< 0

,1 m

m

6 5

B

J 12 0 4 5 B

J 173 6 3

V L

isa

VI

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lida

I R

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Escalonada

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Extr

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II L

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III

Pu

lida

CONTINUIDAD (m)

(ISRM, 1981)≥

20

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,<6

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0

≥6

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0

< 2

0

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ESPACIADO (mm)

(ISRM, 1981)

CARACTERIZACIÓN DEL RELLENO

HUMEDAD (%)

(Bieniawski, 1989)

RESISTENCIA (Mpa)

(ISRM, 1981) (4)

Ab

iert

a

Mo

de

rad

. A

bie

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An

ch

a

METEORIZACIÓN

(ISRM, 1981)

ABERTURA

(ISRM; 1981)

RUGOSIDAD

(ISRM 1981)

LIT

OL

OG

ÍA (2

)

≥2

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0

≥6

0,

<2

00

≥2

00

, <

60

0

≥1

cm

≥1

, <

10

cm

≥1

0,

<1

00

cm

CARACTERIZACIÓN DE LAS JUNTAS Y DISCONTINUIDADES DEL MACIZO ROCOSO

LIT

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)

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SEGÚN

DIRECCIÓN DE

BUZAMIENTO

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SEGÚN BUZAMIENTO

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A d

A d

A d

A d

A d J 150

A d

A d

A d

Rellenos (2)

Esquistosidad

Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.

TECTONICA REGIONAL:

PIEDRAS ROJAS

WGS 84

ÍNDICE RQD (Deere 1967):

ÍNDICE RMR (Bieniawski, 1986):

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR (Bieniawski, 1986):

CLAVE:

COORDENADAS (x,y,z):

FECHA: 1O DE ABRIL DEL 2019

48

Figura 20: Numero de juntas en 1m3 de macizo rocoso (Fuente: Deere)

El número de fracturas presentes en el macizo rocoso se relaciona con la calidad del

mismo, mediante la utilización del factor Jv (Tabla 15).

Tabla 15: Valor de factor Jv (Fuente: Deere)

Para la obtención del RQD, se utiliza la siguiente relación:

𝑅𝑄𝐷 = 110 − 2.5 ∗ 𝐽𝑣

Según la clasificación RQD, al macizo rocoso se puede dividirlo en 6 grupo (Tabla 16).

Tabla 16: Clasificación del macizo rocoso según el RQD (Fuente: Deere)

49

Espaciado de las juntas

Las juntas se refieren a las discontinuidades estructurales presentes en el macizo rocoso,

estas pueden ser fallas, planos de estratificación, diaclasas, etc., y su espaciado es la

distancia entre dos planos de discontinuidad. Por lo general, la resistencia del macizo

rocoso va disminuyendo al aumentar el número de discontinuidades. La clasificación

propuesta por Deere, es la utilizada por Bieniawski, para la obtención del RMR (Tabla

17).

Tabla 17: Valor de espaciado de juntas

Estado de las juntas

Para poder medir el estado de las juntas de utiliza los siguientes criterios de valoración:

Abertura de las discontinuidades (Tabla 18).

Tabla 18: Valor de aberturas

50

Continuidad de las juntas según rumbo y buzamiento (Tabla 19).

Tabla 19: Valor de continuidad de rumbo y buzamiento de discontinuidades

Rugosidad (Figura 17).

Figura 21: Rugosidad de discontinuidades

51

Meteorización de fallas y discontinuidades (Tabla 20).

Tabla 20: Meteorización de discontinuidades

Relleno de discontinuidades (Tabla 21).

Tabla 21: Relleno de discontinuidades

52

Presencia de agua

En un macizo rocoso fracturado, el agua tiene una importancia capital para medir el

comportamiento estructural de este. La clasificación utilizada para medir este parámetro

es la siguiente: completamente seco, húmedo, agua a presión moderada y agua a presión

fuerte.

4.4 Obtención del SMR

La clasificación SMR, es una corrección que se aplica clasificación RMR de Bieniawski,

que se utiliza para medir la estabilidad de un talud y poder proponer medidas para su

estabilidad. La corrección se aplica en el valor de RMR básico obtenido en la clasificación

geomecánica sin el ajuste respecto a la orientación de juntas en un túnel, de esta manera

(Gonzáles de Vallejo, 2002), indica que para obtener el valor del índice SMR se obtiene

de la relación:

𝑆𝑅𝑀 = 𝑅𝑀𝑅 + (𝐹1 ∗ 𝐹2 ∗ 𝐹3) + 𝐹4

En donde F1,F2 Y F3 son valores de corrección que se encuentran en función de la

dirección de las juntas con respecto al talud y el factor F4 está en dependencia del método

de excavación que se utilizara para la construcción del talud. La forma de clasificación

de cada uno de estos factores se describe a continuación:

F1: Se encuentra en dependencia de la orientación relativa entre la dirección de

buzamiento de la junta y la dirección de buzamiento del talud. Sus valores varían desde

1, cuando las direcciones son iguales, a 0.15, cuando el ángulo entre las direcciones de

buzamiento de la junta y el talud es mayor que 30º y la probabilidad de rotura es muy baja

(Tabla 22).

53

Tabla 22: Valoración de factor F1 (Fuente: Romana)

Donde j es la dirección de buzamiento de la junta y s es la dirección de buzamiento

del talud.

F2: se encuentra en dependencia del buzamiento de la junta del talud en caso que se pueda

producir una rotura planar. Varía desde 1.00, para juntas con buzamiento mayor a 45º,

hasta 0.15, para juntas con buzamiento inferior a 20º (Tabla 23).

Tabla 23: Valoración de factor F2 (Fuente: Romana)

En donde Bj representa el buzamiento de la junta

F3: se encuentra en función de la relación entre el buzamiento de la junta y el del talud,

este parámetro representa la probabilidad de las juntas afloren en el talud, es decir, que si

el buzamiento del talud estudiado es mayor al buzamiento de las juntas, la probabilidad

de que las juntas afloren en el talud es mayor, todo lo contrario sucede si el buzamiento

de las juntas es mayor que el del talud (Tabla 24).

Tabla 24: Valoración de factor F3 (Fuente: Romana)

54

Donde (j - s) es la diferencia entre el buzamiento de la junta y el del talud.

F4: Se encuentra en dependencia del método de excavación que se utiliza para el perfilado

del talud, la técnica del pre corte y las voladuras suaves ayudan a mejorar la estabilidad

del talud, mientras que las voladuras suaves no ayudan a mejorar el estado de los taludes

y una voladura fuerte provoca que se pierda estabilidad en el talud (Tabla 25).

Tabla 25: Valoración de factor F4 (Fuente: Romana)

El índice SRM, se calcula para cada familia de juntas que afectan al talud y el valor más

desfavorable se toma como el representativo para el cálculo del índice SRM.

La valoración del índice SMR otorga una calificación al talud con respecto a su

estabilidad, tal como se indica en la tabla 26:

Tabla 26: Valoración del índice SRM (Fuente: Romana)

55

4.5 Análisis de taludes

Es práctica común en ingeniería realizar el análisis de estabilidad de taludes (laderas) en

términos de un factor de seguridad, obtenido de un análisis matemático de estabilidad

(Suárez, 1998).

Para el análisis de estabilidad de taludes en la cantera “Piedras Rojas”, se utiliza los

criterios de rotura propuestos por Bishop y Janbu, en donde intervienes las variables de

geometría del talud, parámetros geológicos, cohesión, ángulo de fricción, flujo de agua y

coeficiente de sismicidad, etc.

4.5.1 Método de Bishop simplificado

El método propuesto por Bishop para el cálculo de la estabilidad de taludes propone que,

todas las fuerzas cortantes entre dovelas son igual a cero, disminuyendo el número de

incógnitas en la ecuación. La principal desventaja de este método es que al trabajar con

equilibro de momentos, su solución se restringe solamente a roturas circulares. Sin

embargo, sigue siendo uno de los métodos de equilibro limite más utilizados (Suárez,

1998).

La expresión que utiliza para el cálculo del factor de seguridad es la siguiente:

4.5.2 Método de Janbú simplificado

Es similar al método de Bishop simplificado, asume que no existe fuerzas cortantes entre

dovelas, la diferencia se encuentra en que Janbú genera un equilibrio de fuerzas para la

generación del sistema y no un equilibrio de momentos como propone Bishop, esto da la

posibilidad de trabajar no solo con roturas de tipo circular sino también con roturas

curvas.

56

La desventaja de este método, es que no satisface en su totalidad las condiciones de

equilibrio de momentos, por lo que se utiliza un factor de corrección Fo, que tiene como

consecuencia obtener un factor de seguridad más bajo.

Estableciendo la condición del sistema de equilibrio, el cálculo del Factor de Seguridad

(Fs) se expresa:

4.5.3 Método de Spencer

Este método asume que la inclinación de las fuerzas laterales son las mismas para cada

tajada. Rigurosamente satisface el equilibrio estático asumiendo que la fuerza resultante

entre dovelas tiene una inclinación constante, pero desconocida (Suárez, 1998).

4.6 Modos de rotura de taludes en roca

Para el análisis cinemático, se considera distintos tipos de rotura para los taludes

estudiados, para realizar el análisis se parte de los datos de las discontinuidades obtenidos

en campo, que se correlacionan con la dirección y buzamiento de los taludes, partiendo

de análisis estereográficos.

4.6.1 Rotura planar

Es aquella que se produce, cuando el bloque que desliza se apoya sobre un solo plano de

discontinuidad, a diferencia de la rotura en cuña en la que la masa de roca inestable se

fricciona sobre dos caras. Es la más sencilla de las fallas posibles, ya que se produce

cuando existe una fracturación dominante y convenientemente orientada en la roca. Para

que exista posibilidad cinemática de inestabilidad plana, es necesario que se den 5

57

criterios geométricos simples (Duncan & Mah, 2004). En la figura 18 se muestra un

esquema de las partes de una rotura planar.

a) El plano por el que desliza el bloque, tiene que tener un rumbo con una diferencia

máxima de 20° con respecto al del talud, es decir que deben ser paralelos tanto la cara del

talud como la junta del potencial deslizamiento.

b) Las superficies laterales sub-verticales deben tener una resistencia al deslizamiento

despreciable, en comparación con la del plano de falla, para poder definir los límites

laterales del fallamiento.

c) El plano de deslizamiento debe de aflorar en la cara del talud. Es decir, tener un

buzamiento menor que el talud.

d) El buzamiento del plano de deslizamiento debe ser mayor que el ángulo de fricción de

esa superficie.

e) La parte superior de la superficie de deslizamiento intersecta a la cara superior del talud

o termina en una grieta de tracción.

Figura 22: Esquema de rotura planar (Fuente: Jordá, in litt)

58

4.6.2 Deslizamiento en cuña

Se produce una cuña inestable, cuando dos planos se intersectan según una línea, que

corta al plano del talud por encima de su base. De forma similar a como hemos señalado

en deslizamiento plano, se requieren varias condiciones en relación con la línea de

intersección de los dos planos que forman la cuña, para que el deslizamiento en cuña sea

cinemática mente posible (Duncan & Mah, 2004). En la figura 19 se muestra un esquema

del deslizamiento en cuña con sus partes.

a) La pendiente del talud debe ser mayor que la de la línea de intersección de los dos

planos que forman la cuña, es decir, la línea de intersección debe de aflorar en la cara del

talud.

b) En la práctica se considera de forma preliminar, que la pendiente de la línea de

intersección sea mayor el ángulo de rozamiento de los planos.

c) La parte superior de la línea de intersección, intersecta a la parte superior del talud o

bien terminar en una grieta de tracción, al igual que la falla planar.

Figura 23: Esquema de deslizamiento en cuña (Fuente: Jordá, in litt)

59

4.6.3 Vuelco de estratos

Se produce en los taludes que tienen bloques es forma de columna, que, favorecidos por

una peculiar estratificación, son propensos al vuelco o caídas, por efecto de las fuerzas de

gravedad o la presencia de agua en las discontinuidades (Figura 24).

Figura 24: Rotura por vuelco

En base a la geología, los movimientos pueden ser desprendimientos o deslizamientos de

bloques. Los vuelcos pueden considerar exclusivamente de medios rocosos,

condicionados por la disposición estructural de los estratos hacia el interior del talud y un

sistema de discontinuidades bien desarrollado (Harrison & Hudson, 2000).

4.6.4 Criterio generalizado de Hoek-Brown

El criterio de Hoek-Brown, nace por la necesidad de corregir ciertas incertidumbres

en el cálculo del equilibrio limite, la cohesión y en ángulo de fricción interna son los

resultados principalmente se corrigen.

Donde:

𝜎1 y 𝜎2= Estado tensional mayor y menor del macizo rocoso.

𝜎𝑐𝑖 = RCS de la roca intacta

𝑚𝑏 , s y a = Constantes

60

El GSI y el factor de perturbación (D), determinan las constantes en la roca intacta.

El factor de perturbación (D), se encuentra en función del grado de afectación que se crea

en el macizo rocoso por excavaciones o voladuras, el factor va desde 0, que significa sin

perturbación, es decir es una roca intacta hasta el 1 que es una roca que ha sido

fuertemente afectada por excavaciones o voladuras.

4.6.5 Índice de resistencia geológica (GSI)

Es un índice que califica la calidad un macizo rocoso, que se basa en observaciones de

campo y caracterización de dos factores de suma importancia: la macro-estructura en

función del grado de fracturación del macizo y la condición de las discontinuidades.

Es una factor sencillo de calcular ya que se basa en observaciones de campo, y permite

calcular la calidad del macizo rocoso por el número de discontinuidades presentes en la

roca.

La ecuación que relaciona al GSI con el RMR es la siguiente:

4.6.6 Módulo de deformación

Se utiliza para el cálculo de la deformación del macizo rocoso al ser sometido a una

carga de compresión uniaxial, la expresión que la describe es la siguiente:

Donde:

E= Modulo de Young

61

Las etapas o límites de deformación comprenden los límites elásticos, caracterizado por

un comportamiento lineal ascendente de la curva de deformación vs esfuerzo, elástico-

viscosa, en donde se combina la deformación lineal elástica con la viscosa cuyo

comportamiento es más bien una curvatura, deformación plástica, caracterizada por un

esfuerzo constante mientras se tiene la deformación, para finalmente tener la ruptura de

la roca, que corresponde a la fase final del estado tensional (Añazco, 2017).

La relación entre el módulo de Young y el RMR es la siguiente:

4.6.7 Módulo de Poisson

Es un módulo que tiene poca influencia en los cálculos para las simulaciones numéricas

de los macizos rocoso, también su variabilidad es muy reducida, va desde 0.15 hasta 0.45.

Es un módulo que permite medir el estrechamiento o estiramiento de la roca cuando se la

somete a esfuerzos tangenciales.

El valor puede ser estimado mediante un ábaco propuesto por Hoek y Brown (Tabla 27).

Tabla 27: Abaco de módulo de poison (Fuente: Hoek y Brown)

4.7 Conceptos financieros

4.7.1 Valor actual neto (VAN)

El valor actual neto es el valor del flujo efectivo del proyecto, el flujo efectivo se entiende

como la diferencia entre los ingresos y egresos periódicos. Se utiliza una tasa de

62

expectativa, que es la rentabilidad mínima de la mina, que permite recuperar la inversión,

cubrir los costos y obtener un beneficio

Dónde:

Fj= Flujo neto en el periodo j

Io= Inversión en el periodo 0

i= Tasa de expectativa

n= Horizonte de evaluación

Criterio de aceptación

Si el valor del VAN del proyecto minero es igual o superior a 0, el proyecto es aceptable,

en caso que el VAN sea menor a 0 el proyecto es rechazado.

VAN >0 Proyecto rentable

VAN < Proyecto no rentable

VAN=0 Proyecto indiferente

4.7.2 Tasa interna de retorno (TIR)

“Es otro criterio utilizado para la toma de decisiones sobre los proyectos de inversión y

financiamiento. Se define como la tasa de descuento que iguala el valor presente de los

ingresos del proyecto con el valor presente de los egresos. Es la tasa de interés que,

utilizada en el cálculo del Valor Actual Neto, hace que este sea igual a 0” (Mete, 2014,

p.5).

63

Dónde:

Jf= Flujo neto en el periodo j

Io= Inversión del proyecto

n= Horizonte de evaluación

Criterio de aceptación

TIR >i Proyecto recomendable

TIR= i Proyecto marginal

TIR <i Proyecto no recomendable

64

CAPITULO V

5 MARCO METODOLÓGICO

5.1 Tipo de estudio

La presente investigación es de tipo descriptivo, debido a que durante el desarrollo del

proyecto se utilizan fuentes bibliográficas y datos recogidos en el campo, entre los que

podemos citar, caracterización de los parámetros geológicos y geo-mecánicos de la

cantera, análisis de laboratorio a las muestras de roca y material pétreo, análisis

bibliográfico, que nos permiten encontrar el diseño de explotación y cierre de mina

adecuado para la Cantera “Piedras Rojas”.

El proyecto se define como tipo transversal porque se desarrolla en un tiempo definido y

en un espacio determinado que es la mina de material pétreo “Piedras Rojas”, ubicada en

la parroquia de Pintag, cantón Quito, provincia de Pichincha.

El proyecto es práctico debido a que se realizan trabajos en el campo, como es la

recolección de muestras, levantamiento topográfico, levantamiento geológico y

geotécnico, que son indispensables para el diseño de la cantera.

5.2 Universo y muestra

El universo del proyecto son todas las canteras que se encuentran en explotación y en el

flujo lávico del volcán Antisana, ubicado en la parroquia de Pintag, cantón Quito,

provincia de Pichincha. La muestra es la Cantera “Piedras Rojas” ubicada en el depósito

de lavas andesíticas del volcán Antisana.

5.3 Técnicas de investigación

Las técnicas de investigación que se utilizan son:

Recopilación de información bibliográfica y trabajos previos realizados en el

sector donde se realiza la investigación.

65

Realización de trabajo de campo en la cantera “Piedras Rojas”, para el

levantamiento topográfico, recolección de muestras, realización de mapa

geológico y geo-técnico, etc.

Los datos obtenidos en el campo se someten al análisis correspondiente para

corroborar con los resultados obtenidos teóricamente.

Los resultados de los análisis y datos recolectados en el campo se someten al

procesamiento por software.

Los resultados obtenidos del procesamiento de datos se interpretan siguiendo

un criterio técnico, veraz, claro y objetivo que permitan el diseño de

explotación adecuado.

66

5.4 Método de explotación de la cantera “Piedras Rojas”

Para la selección del método de explotación, en primer lugar, se definirá en sistema de

explotación, es decir, si la explotación se realizara por minería a cielo abierto o por

minería subterránea, para este fin se calificará al depósito según el criterio UBC, descrito

en el literal 4.2.

A continuación, se detalla las características específicas del depósito para que se utilizaran

en su calificación (Figura 28).

SELECCIÓN DE SISTEMA DE EXPLOTACIÓN

1. Forma general

Equidimensional (Masivo)

Todas las dimensiones están en el mismo orden de magnitud

2. Espesor del manto

Muy grueso 57 m

3. Inclinación

Plano -20°

4. Profundidad

Superficial 0-100m

5. Distribución

Uniforme El grado en cualquier lugar del depósito no varía significativamente

6. Rock mass ratings

Fuerte 60-80 Mpa

7. Rock substance strength (RSS)

Moderado 10-15

Sobrecarga No existe Tabla 28: Caracterización del deposito

Para la calificación del depósito se utiliza la herramienta informática desarrollada por la

University of British Columbia (Figura 25).

67

Figura 25: Puntuación obtenida del análisis University of British Columbia

El sistema de explotación que mayor puntuación obtiene es el Open Pit (Minería a cielo

abierto), con un puntaje de 24.

Considerando las posibles soluciones para el problema planteado, tomando en cuenta las

características estudiadas en el capítulo anterior y considerando las particularidades del

área de estudio que se detallan a continuación (Tabla 29):

Sistema de explotación Parámetros Características

Explotación a cielo abierto

Disposición del material Uniforme

Grado de compactación De media a alta

Forma del deposito Equidimensional (Masivo)

Relieve del terreno original Ladera

Profundidad Superficial

Inclinación Plano (-20°)

Tabla 29: Características del deposito

Se determina el sistema de explotación a aplicarse en la cantera “Piedras Rojas” es

minería a cielo abierto, por el método “Explotación por profundización longitudinal”, que

es la variante que se adapta a las características del depósito (Tabla 30).

68

Selección Variante Características

Diseño de explotación por profundización

De profundización longitudinal por un

borde

Explotación del mineral desde los bancos superiores hacia los inferiores

Es necesario definir el talud de

liquidación previo iniciar las labores de

extracción

Se realiza la explotación desde un borde de la cantera

De profundización longitudinal por dos

bordes

Características idénticas a la

variante anterior

Mayor producción de material pétreo

Tabla 30: Variantes del Diseño de Explotación por Profundización según V.V. Rzhevskiy.

(Fuente: HUMBERTO SOSA -” Tecnología de la Explotación de minerales duros por el método

a Cielo Abierto”).

El método de explotación es una secuencia de actividades que permiten la extracción

técnica y segura del material pétreo, el método elegido para la cantera “Piedras Rojas” es

el de Profundización por un Borde, y se adapta a las características geológicas,

geotécnicas y geomecánicas del material pétreo, a las condiciones geométricas de la

concesión y a la seguridad en el laboreo minero.

5.5 Diseño de explotación

Para el diseño de explotación se consideran el tamaño, forma, orientación, profundidad

del depósito, propiedades mecánicas y maquinaria.

El depósito tiene un relieve irregular que se encuentra ubicado en una pendiente de tipo

montañoso, su explotación se realizará a cielo abierto descendente con alturas de bancos

y ángulos de talud definidos, la secuencia de trabajos o procesos que se debe seguir para

obtener el material pétreo se detalla en el ítem siguiente.

69

Para iniciar la explotación es fundamental la remoción de la sobrecarga que cubre al

material pétreo, pero en mina “Piedras Rojas”, la sobrecarga no existe y el depósito se

encuentra aflorando, lo que facilita las operaciones mineras. Para el acceso a los diferentes

frentes de trabajo deben ser construidos los accesos y su ancho estará en función de tipo

de equipo a utilizarse.

5.6 Acceso a los frentes de arranque

Al iniciar la explotación, se debe en primer lugar franquear una trinchera de corte o

camino que permita el acceso al material pétreo, para lograrlo se utilizará la

retroexcavadora (Figura 26).

Figura 26: Corte lateral de trinchera con retroexcavadora (Fuente: Open pit mine planning

and design).

Una vez franqueado los caminos que dan acceso al material pétreo se debe seleccionar la

secuencia de extracción o de corte para el yacimiento. Cabe destacar que los taludes de

liquidación tienen un alto de 10 metros mientras que los taludes de trabajo tienen una

altura de 5 metros, por lo que para conformar un talud de liquidación se deberá realizar

dos taludes de trabajo con la siguiente secuencia de corte (Figura 27).

70

Figura 27: Secuencia de corte del depósito (Fuente: Open pit mine planning and design).

Como se observa en la figura anterior, primero franqueamos el camino superior y se

arranca los cortes 1 y 2, hasta llegar al borde de cantera, luego se franquea el camino 2,

para poder arrancar la capa 3,4,5 y 6, hasta llegar al borde de la cantera y poder conforman

un talud de liquidación de 10 metros.

5.7 Proceso de expansión de la cantera

Cuando la trinchera de corte alcanzado la longitud y profundidad deseados, el corte se

debe expandir lateralmente. Inicialmente el espacio operativo es muy limitado,

inicialmente el camión debe detenerse en la parte superior de la trinchera de corte y luego

bajar en retroceso hasta la pala cargadora 28A. Cuando la plataforma de trabajo se ha

expandido lo suficiente, la volqueta puede girar en el mismo lugar donde se encuentra

operando la pala 28B.

Figura 28: Franqueo de trinchera de corte (Fuente: Open Pit Mine Planning and Design)

71

Una vez establecido el acceso, el corte se amplía hasta alcanzar todo el banco o nivel.

Existen tres posibles enfoques o métodos de expansión que pueden ser usados para el

caso de la canteras o minas a cielo abierto:

Cortes frontales

Cortes paralelos con trasporte continuo de más de una volqueta (Necesaria gran

área de trabajo)

Cortes paralelos con una sola volqueta (Área de trabajo reducida)

Los tres métodos tienen sus particularidades, los dos primeros se usan cuando existe una

gran cantidad de área de trabajo, mientras que la opción tres es para bancos más estrechos

y con menores áreas de trabajo, por lo tanto, el método de expansión que mejor se adapta

a las características de la Cantera “Piedras Rojas”, es la opción tres, cortes paralelos con

una sola volqueta. Debido a las limitaciones de espacio, producción y equipo se decide

emplear el método de corte paralelo con transporte continuo, la secuencia operativa de

extracción con las volquetas y la pala se detallará más adelante.

5.8 Cortes paralelos con una sola volqueta

La expansión de los niveles en los cortes se realiza con este proceso debido a las

limitaciones de espacio, debido a que solo hay acceso a la trinchera desde un lado de la

pala, esto significa que la volqueta se acerca a la pala desde la parte trasera, se detiene,

gira y se coloca en posición de carga (Figura 29).

72

Figura 29: Secuencia de corte de corte paralelo (Fuente: Open Pit Mine Planning and

Design)

El corte esquematizado junto con la volqueta se presenta a continuación:

Figura 30: Corte esquemático (Fuente: Open Pit Mine Planning and Design)

73

Después de lo expuesto la metodología que se utilizará para la extracción del material

pétreo es la siguiente:

Apertura de los accesos o trincheras de corte

Expansión lateral de corte del banco y plataforma de trabajo

Extracción del material pétreo de los bancos

Avance descendente hacían el siguiente banco

5.9 Parámetros técnicos

5.9.1 Acceso a los frentes de trabajo

El acceso a los diferentes frentes de trabajo se realiza mediante una vía que cruza toda la

concesión minera de manera transversal, por esta vía se llega al banco de cota más alta y

se empieza la extracción de mineral de forma descendente.

Para el cálculo del ancho de la vía se emplea la siguiente formula:

𝑇 = 𝑎 + (0.15 + 1 ∗ 𝑛)

Donde:

T= Ancho de la vía, m

a= Ancho de la maquinaria de mayor dimensión, m. (Volqueta 2.5m de ancho)

n= Número de carriles. (1 carril).

𝑇 = 2.5𝑚 + (1.5 + 1 ∗ 1)

𝑇 = 4𝑚

5.9.2 Profundidad de la cantera

En el diseño de explotación de la cantera se debe definir la profundidad máxima hasta

donde se extraerá el material pétreo, tomando en cuenta criterios de ángulo de talud de

liquidación, propiedades físico-mecánicas y si es económicamente rentable la extracción.

74

Mediante el análisis de los perfiles del diseño de la mina se determina que, para llevar

una explotación segura, eficiente y rentable, la profundidad de cantera debe ser de 40

metros desde la cota 3170 hasta la cota 3130, utilizando 4 bancos de liquidación con una

altura de 10 metros cada uno de ellos. (Figura 31).

Figura 31: Perfil de cantera

5.10 Angulo de talud de los bancos

El ángulo de inclinación de los bancos de trabajo se encuentra directamente relacionado

con el tipo de materiales pétreos existentes en la cantera y la altura de los bancos,

entonces, la altura y taludes de los bancos están definidos por el tipo de roca y sus

características geotécnicas y por la maquinaria a utilizarse.

5.10.1 Angulo de talud de bancos de liquidación

Para la determinación del ángulo de inclinación de los taludes de trabajo se basa en la

tabla empírica realizada por el profesor ruso Protodyakonov (Tabla 31). El tipo de roca

que se tiene en la cantera es andesita fragmentada, con presencia de auto brechas.

Cabe destacar que la litología presente en la cantera no es exactamente la misma descrita

en la tabla 31 empírica del profesor Protodyakonov, por este motivo también nos basamos

en observaciones de campo para poder determinar el ángulo de inclinación de los taludes

de trabajo.

75

Tabla 31: Clasificación de rocas (Fuente: Protodyakonov)

Para el cálculo del ángulo de inclinación del talud de trabajo se utiliza la siguiente

ecuación:

∝= 𝒂𝒓𝒄𝒕𝒈 (𝒇)

Donde:

∝= Angulo de talud

𝑓= Coeficiente de Protodyakonov (=10)

Reemplazamos los valores obtenidos en la ecuación:

76

∝= 𝒂𝒓𝒄𝒕𝒈 (10)

∝= 84°

El valor obtenido se considera con un factor de estabilidad de 1, lo que nos indica que

está en equilibrio crítico por lo que es necesario añadir un factor de seguridad.

Para realizar el cálculo del ángulo de los taludes de trabajo y de liquidación con el

coeficiente se seguridad se utiliza la siguiente ecuación:

α =β

Ƞ

Donde:

α = Angulo de talud en trabajo/ en liquidación.

𝛽 = Angulo de banco de liquidación

Ƞ = Coeficiente de estabilidad para taludes de bancos en trabajo/ bancos en

liquidación.

Para el cálculo teórico de los taludes de liquidación y de trabajo se recomiendan los

siguientes factores de seguridad, para poder preservar la estadidad en función del

tiempo de vida de los taludes (Tabla 32).

Tabla 32: Coeficientes de seguridad

Coeficiente de seguridad para los taludes:

Banco de trabajo= 1.2

Banco de liquidación= 1.7

77

Reemplazamos en la ecuación

α =84

1.7

α = 50°

El ángulo obtenido se compara con los valores de la tabla 11, en donde para un talud

de 10 m, se recomienda un ángulo de talud de liquidación de 50 a 55°, y el ángulo

obtenido en la cantera es de 50°, por lo tanto, se considera que el valor calculado es

el adecuado para las características del depósito.

5.10.2 Angulo de talud de trabajo

α =84

1.2

α = 62° = 70°

El ángulo obtenido es referencial y podemos contrastarlo con otros estudios y con

observaciones en el campo, en el Libro de Tecnología de Explotación de Minerales

duros por el Método a Cielo Abierto elaborado por Sosa González Galo Humberto,

encontramos una tabla de referencia para el ángulo en taludes de trabajo, en donde

nos recomienda ángulos de taludes de hasta 75° para la litología elegida en la tabla

31.

El ángulo de 75 grados para taludes de trabajo es el que más se acerca a la realidad

de la cantera, en donde existen taludes de hasta 80° que se mantienen estables.

Por razones técnicas y de seguridad el ángulo del talud de trabajo que se selecciona

para la cantera es de 75°.

78

Tabla 33: Angulo de taludes de trabajo (Fuente: Sosa Gonzales)

5.10.3 Angulo de borde de liquidación de la cantera

En el cálculo de ángulo de borde de liquidación de la cantera se utiliza la siguiente

ecuación:

∅ = 𝑎𝑟𝑐𝑡𝑔𝐻

(𝑁𝑏𝑟 ∗ ℎ𝑏 ∗ 𝑐𝑜𝑡𝛼𝑙) + (𝑋 ∗ 𝑁𝑟𝑒𝑐𝑒𝑠𝑜)

Dónde:

H = Profundidad de la cantera (=40m)

Nbr = Numero de bancos en receso o definitivo (=4)

79

Hb = altura de banco en trabajo (10m)

𝛼𝑙 = Ángulo de talud del banco en receso o liquidación que corresponde también al

ángulo de talud natural tomado en el campo (50°)

X = Ancho de berma de resguardo (=4)

Nreceso = Numero de bermas en receso (=4)

∅ = 𝑎𝑟𝑐𝑡𝑔40

(4 ∗ 10 ∗ cot 50°) + (4 ∗ 4)

∅ = 39° = 40°

5.10.4 Altura de los bancos de trabajo

La altura de los bancos de trabajo estará en función de la maquinaria empleada en la

explotación del material pétreo de la cantera “Piedras Rojas”, la cantera cuenta con una

retroexcavadora Doosan DX 340 (Figura 32).

Figura 32: Características técnicas de la pala (Fuente: Catalogo)

80

La altura de los bancos de trabajo se calcula con la ecuación:

ℎ = 0,8 ∗ 𝐴𝑏

Dónde:

Ab= Alcance máximo del brazo de la pala (=10m)

Reemplazamos el dato en la ecuación.

ℎ = 0,8 ∗ 10m

ℎ = 8m

Para facilitar las operaciones mineras se decide que el material pétreo se extraerá

mediante 2 capas de trabajo de 5 metros cada una y con un ángulo de inclinación de 75°,

como se explica en la figura 33.

5.10.5 Alturas de banco de liquidación

Para el tipo de litología presente en la mina, la tabla 11 recomienda utilizar taludes de

liquidación de 10 a 15 metros, debido a que las capas de trabajo serán de 5 metros, se

decide que la altura de los taludes de liquidación será de 10 metros, que quedara al

concluir el arranque de dos bancos de trabajo (Figura 33).

Figura 33: Angulo de talud de trabajo y de liquidación

81

5.10.6 Numero de bancos

El número de bancos se calcula tomando en cuenta la profundad de la cantera y la altura

de los bancos en recesión.

𝑁𝑏 =𝐻𝑐

𝐻𝑏

Donde:

Nb= Numero de bancos

Hc= Profundidad de la cantera

Hb= Altura de los bancos de liquidación

𝑁𝑏 =40

10

𝑵𝒃 = 𝟒

5.10.7 Ancho de la plataforma de trabajo

La actividad de extracción de material pétreo se realiza en la plataforma de trabajo y su

ancho está determinado por la suma del espacio necesario que utilizaran las maquinas en

la extracción, carguío y trasporte del material.

Para el cálculo se utiliza la siguiente ecuación:

𝐵𝑝𝑡 = 𝐶 + 𝑇 + 𝐵

Donde:

C= Ancho de la franja de trabajo

T= Ancho de la vía

B= Berma de seguridad

Calculo de ancho de franja (C)

El ancho de la franja de extracción viene dado por el radio de extracción de la excavadora

y se calcula con la expresión:

𝐶 = 1.7 ∗ 𝐴𝑒

82

Donde

Ae= Radio de extracción de excavadora (11m)

𝐶 = 1.7 ∗ 11𝑚

𝐶 = 18𝑚

Calculo de ancho de la vía (T)

En ancho de la vía se encuentra en función de las dimensiones de la maquinaria de

trasporte que se utiliza en la mina y se calcula con la expresión:

𝑇 = 𝑎 ∗ (0.5 + 1.5 ∗ 𝑛)

Donde

a= Ancho de volqueta (=2.5m)

n= Numero de vías (=1)

𝑇 = 2.5 ∗ (0.5 + 1.5 ∗ 1)

𝑇 = 5𝑚

Calculo de berma de seguridad (B)

La berma de seguridad es el espacio de protección ante posibles deslizamientos del talud,

desprendimientos de rocas y se encuentra en función de la altura del banco.

Se recomienda que la berma de seguridad sea un tercio de la altura del talud.

𝐵 =1

3∗ 𝐻𝑏

Donde

B= Ancho de berma de seguridad

Hb= Altura de banco (=10m)

𝐵 =1

3∗ 10

𝐵 = 3.3 = 3𝑚

83

Una vez despejados todas las variables que intervienen en el ancho de la plataforma de

trabajo los reemplazamos en la ecuación.

𝐵𝑝𝑡 = 18 + 5 + 3

𝐵𝑝𝑡 = 26

Figura 34: Parámetros técnicos de bancos

Una vez calculados los parámetros técnicos de la mina se procesan los datos en el software

CivilCad para generar un modelo tridimensional de la mina, que permita visualizar el

diseño final de la mina. (Figura 35).

84

Figura 35: Diseño tridimensional de la mina

5.11 Parámetros geotécnicos

La geotecnia es una de las ciencias más usadas actualmente en la construcción de taludes,

entre las principales ventajas que obtenemos al aplicar la geotecnia, es que, mediante

correlaciones, se obtiene la calidad del macizo rocoso, que nos ayudara a tomar decisiones

sobre el dimensionamiento y geometría de taludes.

La clasificación geomecánica tiene como objetivo evaluar de manera cuantitativa la

calidad del macizo rocoso. Para su caracterización es necesario el conocimiento de los

siguientes parámetros.

Resistencia de la roca

Número de familias de discontinuidades

Espaciado de los planos de discontinuidad

Caracterización geomecánica de las diferentes discontinuidades: rugosidad,

continuidad, meteorización, relleno y continuidad.

Presencia de agua en las juntas

Alteraciones del macizo rocoso por excavaciones

85

Para la determinación de la calidad del macizo rocoso presente en el área de la concesión

minera “Piedras Rojas” se utiliza la clasificación de Bieniawski.

5.11.1 Obtención del índice RMR

Para determinar la calidad del macizo rocoso, se debe dividirlo en dominios estructurales

más o menos homogéneos, para la cantera se ha determinado 4 ventanas, que son

afloramientos de macizo rocoso donde es posible tomar datos estructurales, para la

descripción geomecánica del macizo.

Las coordenadas UTM, Datum PSAD 57, Zona 17-Sur, de las ventanas para la toma de

datos estructurales en la que se realizó el mapeo geotécnico son (Tabla 34):

Estaciones Coordenadas

X Y

EGM1 794153 9953284

EGM2 794175 9953204

EGM3 794214 9953244

EGM4 794119 9953263

Tabla 34: Coordenadas de estaciones geomecánicas

Resistencia a la compresión simple

Se determina mediante la estimación de la tabla realizada por Bieniawski, para ciertas

rocas, en nuestro caso andesita (Tabla 35).

86

Tabla 35: Resistencia a la compresión simple ( Fuente: Estabilidad de taludes)

El resultado obtenido en la tabla es de 128 MPa, que también fue comprobado en el campo

con el martillo de geólogo en donde hizo falta muchos golpes para poder fracturar la roca,

dando como resultado una roca tipo R5 (Roca muy dura).

RQD (Rock Quality Designation)

Se obtiene de la ecuación propuesta por Priest y Hudson (1981), que relaciona el valor

teórico del RQD, con el número de juntas por metro lineal (γ):

𝑅𝑄𝐷 = 100𝑒−0.1𝛾(0.1𝛾 + 1)

A continuación, se presenta el resumen de las 4 estaciones geomecánicas analizadas,

con los datos estructurales tomados en campo y los parámetros tomados para calificarlo

se detalla en el Capítulo III.

87

RMR EGM 1 Valoración mínima Valoración máxima

Resumen Valoración Resumen Valoración

RMR1 RCS (Mpa) 100-250 12 100-250 12

RMR2 RQD (%) 77 17 77 17

RMR3 Espaciado (mm) ≥20 - <60 5 ≥60 - <200 8

RMR4 Estado de las juntas

Continuidad ≥1 - <3 4 <1 6

Apertura ≥0.25 -

<0.50

3 ≥0.1 - <0.25 3

Rugosidad Plana rugosa

1 Ondulada lisa

3

Relleno Duro 4 Ninguno 6

Alteración Ligeramente 5 Ligeramente 5

Total 17 23

RMR5 Presencia de agua Seco 15 Seco 15

Rango RMR 66 75

Tabla 36: Estación geomecánica 1

RMR EGM 2 Valoración mínima Valoración máxima

Resumen Valoración Resumen Valoración

RMR1 RCS (Mpa) 100-250 12 100-250 12

RMR2 RQD (%) 41 6 41 6

RMR3 Espaciado (mm) ≥60 - <200 8 ≥60 - <200 8

RMR4 Estado de las juntas

Continuidad ≥1 - <3 4 <1 6

Abertura ≥0.50 - <2.5 1 ≥0.1 - <0.25 3

Rugosidad Plana lisa 1 Plana rugosa 3

Relleno Duro 4 Ninguno 6

Alteración Moderadamente 3 Ligeramente 5

Total 13 23

RMR5 Presencia de agua Seco 15 Seco 15

Rango RMR 54 64

Tabla 37: Estación geomecánica 2

RMR EGM 3 Valoración mínima Valoración máxima

Resumen Valoración Resumen Valoración

RMR1 RCS (Mpa) 100-250 12 100-250 12

RMR2 RQD (%) 50 13 50 13

RMR3 Espaciado (mm) ≥20 - <60 5 ≥60 - <200 8

RMR4 Estado de las juntas

Continuidad <1 6 <1 6

Apertura ≥2.5 - <10 1 ≥0.50 - <2.5 3

Rugosidad Plana lisa 1 Plana rugosa 3

Relleno Duro 4 Ninguno 6

Alteración Ligeramente 5 Ligeramente 5

Total 17 23

RMR5 Presencia de agua Seco 15 Seco 15

Rango RMR 62 71

Tabla 38: Estación geomecánica 3

88

RMR EGM 4 Valoración mínima Valoración máxima

Resumen Valoración Resumen Valoración

RMR1 RCS (Mpa) 100-250 12 100-250 12

RMR2 RQD (%) 60 13 60 13

RMR3 Espaciado (mm) ≥20 - <60 5 ≥60 - <200 8

RMR4 Estado de las juntas

Continuidad <1 6 <1 6

Apertura ≥2.5 - <10 1 ≥2.5 - <10 1

Rugosidad Plana lisa 1 Plana rugosa 3

Relleno Duro 4 Ninguno 6

Alteración Moderadamente 3 Ligeramente 5

Total 15 21

RMR5 Presencia de agua Seco 15 Seco 15

Rango RMR 60 69

Tabla 39:Estación geomecánica 4

Las tablas representan los valores obtenidos en las 4 estaciones geomecánicas realizadas

en la cantera “Piedras Rojas”, en el anexo 2 se describe las estaciones realizadas para la

descripción del macizo rocoso.

Como resumen se presenta el promedio los valores obtenidos, el RCS, RQD y el RMR

de las 4 estaciones geomecánicas analizadas (Tabla 40).

Estación RCS RQD RMRmin RMRmax

1 128 77 66 75

2 128 41 54 64

3 128 50 62 71

4 128 60 60 69

Promedio 128 57 60.5 69.75

Tabla 40: Resumen de resultados geotécnicos

Calidad del macizo rocoso

El valor promedio del RMR, entre el máximo y el mínimo es de 65 y sin tomar en cuenta

la corrección que aplica (Sosa, 1989) (Leopolb, 1971) para taludes el tipo de roca que

tenemos en el macizo rocoso es de clase II según la clasificación del mismo autor, es decir

tenemos una roca buena (Tabla 41).

89

Tabla 41: Clasificación geomecánica (Fuente: Bieniawski)

5.11.2 Obtención del Slope Mass Rating (SMR)

Para el cálculo del índice SMR, se calculó las 4 familias de juntas encontradas en el

análisis estereográfico con la dirección del talud 1 (0/40) y el talud 2 (90/40)

Talud 1, familia 350/32

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 0 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 305 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 32 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 305 0.15

F2 (βj) 32 0.7

F3 (βj-βs) -8 -50

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 70

Descripción Estable Tabla 42: Valoración del SMR Talud 1, familia 350/32

Talud 1, familia 16/31

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 0 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 16 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 31 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 16 0.7

F2 (βj) 31 0.7

F3 (βj-βs) -9 -50

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 51

Descripción Parcialmente inestable

Tabla 43: Valoración del SMR Talud 1, familia 16/31

90

Talud 1, familia 86/53

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 0 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 86 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 35 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 86 0.15

F2 (βj) 35 0.7

F3 (βj-βs) -5 -50

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 70

Descripción Estable

Tabla 44: Valoración del SMR Talud 1, familia 86/53

Talud 1, familia 130/14

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 0 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 130 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 14 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 130 0.15

F2 (βj) 14 0.15

F3 (βj-βs) -26 -60

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 74

Descripción Estable

Tabla 45: Valoración del SMR Talud 1, familia 130/14

Procesados los datos del talud 1, del diseño final de la cantera, se determina que la roca

se encuentra en los rangos de estable a parcialmente inestable, con unos de SRM que

varían de 74 a 51. La clase II a la que pertenece la categoría estable con caídas esporádicas

de roca, y clase III que se caracteriza por la formación de algunas cuñas. El método que

se sugiere para el sostenimiento de los taludes es la creación de zanjas de coronación y al

pie del talud y en caso de ser necesario la colocación de redes de seguridad en el talud

por posibles deslizamientos de roca (Tabla 46).

91

Tabla 46: Método de soporte de talud 1 (Fuente: Romana)

Talud 2, familia 350/32

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 90 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 305 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 32 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 215 0.15

F2 (βj) 32 0.7

F3 (βj-βs) -8 -50

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena

65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 70

Descripción Estable

Talud 2, familia 16/31

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 90 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 16 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 31 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) -74 1

F2 (βj) 31 0.7

F3 (βj-βs) -9 -50

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 40

Descripción Inestable

92

Talud 2, familia 86/53

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 90 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 86 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 35 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) -4 1

F2 (βj) 35 0.7

F3 (βj-βs) -5 -50

Método de excavación del talud (F4) (Precorte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 40

Descripción Inestable

Talud 2, familia 130/14

Parámetros Unidad Puntaje Calificación

Azimut de buzamiento del talud (ɤs) 90 Grados

Buzamiento del talud (βs) 40 Grados

Azimut de buzamiento de la junta (ɤj) 130 Grados

Buzamiento de la junta (βj) 14 Grados

F1 (│ɤj - ɤs│) 40 0.15

F2 (βj) 14 0.15

F3 (βj-βs) -26 -60

Método de excavación del talud (F4) (Pre corte) 10 10

Valoración RMR Roca buena 65 65

Valoración de corrección SMR (RMR+(F1*F2*F3)+F4) 74

Descripción Estable

Procesados los datos del talud 2, del diseño final de la cantera, se determina que la roca

se encuentra en los rangos de estable a inestable, con unos de SRM que varían de 74 a 40

respectivamente. La clase II a la que pertenece la categoría estable con caídas esporádicas

de roca, y clase III en donde se formas cuñas de gran tamaño. El método sugerido según

la clasificación SMR, es la colocación de pernos de anclaje en los lugares de formación

de cuñas (Tabla 47).

93

Tabla 47: Método de soporte de talud 2 (Fuente: Romana)

Concluido el análisis de estabilidad de taludes con el método de clasificación propuesto

por Romana, se decide realizar zanjas de coronación y al pie en los taludes de liquidación,

y colocar una malla para posibles deslizamientos de roca. Los pernos de anclaje se

colocarán solo en caso de ser necesarios y en lugares específicos de formación de cuñas

en el talud, debido a que el costo de colocación en todo el talud es muy elevado.

Además, los datos obtenidos con la clasificación SMR, se comprobarán con el análisis

cinemático de los taludes, debido a que el SMR no toma en cuenta factores como la altura

de los taludes y el ángulo de fricción, que son factores que pueden alterar los resultados

del análisis de estabilidad.

5.11.3 Análisis con Rocsiencie

Factor de perturbación D

En la cantera se extrae el material mediante una pala mecánica, por lo tanto, el factor de

perturbación del macizo rocoso es de 0.7 que representa el valor de una excavación

mecánica (Figura 36).

94

Figura 36: Factor de perturbación D (Fuente: Rocsiencie)

Constate mi

Se obtiene del ábaco de Hoek, para el caso de la andesita tomamos el valor de 25

(Figura 37).

Figura 37: Constante mi (Fuente: Rocsiencie)

Geological Strength Index (GSI)

Tomando en cuenta las observaciones de campo y comparándola con la plantilla del GSI,

se obtiene un valor de 55, que corresponde a una roca fracturada que forma hasta cubos

por la intersección de 3 fallas y que se encuentra en un estado relativamente malo (Figura

38).

95

Figura 38: Geological Strength Index (Fuente: Rocsiencie)

Pasaporte de resistencia

Los parámetros de resistencia para el macizo rocoso analizado se obtienen utilizando el

programa RocData, a continuación, en la figura 39, se representa la envolvente de acuerdo

al criterio de Hoek and Brown.

Figura 39: Envolvente de Hoek and Brown (Fuente: RocData)

A continuación, en la tabla 44 se presenta un resumen de todos los parámetros analizados

en el macizo rocoso de la cantera “Piedras Rojas”.

96

Material Peso

unitario RCS RMR GSI mi

Angulo fricción

Cohesión

kN/M3 Mpa Grados KPA

Andesita 26 128 65 55 25 56 959

Tabla 48: Resumen de propiedades de resistencia del macizo rocoso

5.11.4 Resistencia de juntas

Aplicando el principio de Barton-Bandis se obtiene los valores de índice de

rugosidad (JRC) y resistencia de los labios de la discontinuidad (JCS).

Índice de rugosidad (JRC)

Este índice se obtiene del programa RocData y su valor es de 11 (Figura 40).

Figura 40: Valor de rugosidad (Fuente: RockData)

Resistencia de labios de discontinuidades (JCS)

Los labios de las discontinuidades son de la misma roca de la mina, que es andesita por

lo que su resistencia es similar. El valor se obtiene con el RockData (Figura 41).

97

Figura 41: Resistencia de discontinuidades (Fuente: RockData)

El valor de JRC se estimó en 11 y el valor de JCS se estimó de 175 MPa, y el ángulo de

fricción de las juntas y la cohesión se estima para un talud de 60 metros de altura con una

densidad de roca de 26 KN/m3 (Figura 42).

Figura 42: Criterio de Barton-Bandis (Fuente: RockData)

98

Los parámetros de resistencia de las juntas se detallan a continuación (Tabla 45):

Andesita Cohesión

(MPa)

Angulo de fricción

(°)

Discontinuidades 2.1 MPa 35.5 Tabla 49: Cohesión y ángulo de fricción de las juntas (Fuente: RockData)

5.12 Análisis cinemático

Para el análisis cinemático de cuñas y posibles deslizamientos se analiza dos taludes, el

primero con dirección de buzamiento de 0° e inclinación de 40° y el segundo talud con

una dirección de buzamiento de 90° e inclinación de 40° como se indica en la figura 43.

Figura 43: Taludes para el análisis cinemático

TALUD 2

99

El ángulo de fricción interna para las juntas es el anteriormente calculado que es de 35°,

y se aplica para todos los taludes de la mina.

Talud 1

Talud Altura máxima de talud

Dirección de buzamiento

Inclinación ° de fricción

1 40 0 40 35

Tabla 50: Resumen parámetros de talud de liquidación 1

Falla plana

En función al análisis del software Dips, de las familias de fallas con respecto al talud,

hay nulas posibilidades de que se produzca la falla de tipo planar (Figura 44).

Figura 44: Talud 1-Analisis planar

Falla en cuña

En función de análisis cinemático realizado por el software Dips, entre las

discontinuidades y el talud, la posibilidad de una falla en cuña es nula (Figura 45).

100

Figura 45: Talud 1-Analisis cuña

Vuelcos

En función al análisis cinemático realizado por el software Dips, entre las

discontinuidades y el talud, la posibilidad de un vuelco es nula (Figura 46).

Figura 46: Talud 1-Analisis vuelco

Talud 2

Talud Altura máxima de talud

Dirección de buzamiento

Inclinación ° de fricción

1 40 90 40 40

Figura 47: Resumen parámetros talud 2 de liquidación

101

Falla plana

En función al análisis del software Dips, de las familias de fallas con respecto al talud,

hay nulas posibilidades de que se produzca la falla de tipo planar (Figura 48).

Figura 48: Talud 2-Analisis planar

Falla en cuña

En función de análisis cinemático realizado por el software Dips, entre las

discontinuidades y el talud, la posibilidad de una falla en cuña es nula (Figura 49).

Figura 49: Talud 2- Análisis cuña

102

Vuelcos

En función al análisis cinemático realizado por el software Dips, entre las

discontinuidades y el talud, la posibilidad de un vuelco es nula (Figura 50).

Figura 50: Talud 2-Analisis vuelco

Resumen de análisis estereográfico

Se realizó el análisis estereográfico para los taludes de liquidación 40/0 y 40/90, en donde

se determinó que las probabilidades de que exista una falla tipo planar, cuña o vuelco son

muy pocas probables.

Se recomienda seguir con el diseño planteado en la mina, debido a que la dirección de

talud de liquidación 40/0 y 40/90, son los más favorables para disminuir las

probabilidades de fallas. A continuación, en la tabla 47 se presenta un resumen del análisis

estereográfico para los 2 taludes.

103

Talud Dominio geotécnico

Set de discontinuidades

Orientación de talud

Bfa plana Bfa cuña Bfa vuelco

1 Andesita 1m: 32/305 40/0 ESTABLE ESTABLE ESTABLE

2m: 31/16

3m: 35/86

4m: 14/130

2 Andesita 1m: 32/305 40/90 ESTABLE ESTABLE ESTABLE

2m: 31/16

3m: 35/86

4m: 14/130

Tabla 51: Resumen estereográfico

5.13 Análisis de estabilidad global

La estabilidad global del talud de liquidación se calcula utilizando el software SLIDE, los

criterios que se utilizan para calcular el coeficiente se seguridad son:

5.13.1 Calculo de coeficiente de aceleración sísmica horizontal y vertical

Para el cálculo de la aceleración sísmica vertical y horizontal, se basó en la información

del mapa sísmico para diseño en donde se divide al ecuador en seis zonas sísmicas (Figura

51).

Figura 51: Mapa sísmico del Ecuador

El área de estudio de la investigación se tiene un factor sísmico de aceleración para el

diseño de 0.4 (factor z), que se caracteriza por una peligrosidad sísmica alta (Tabla 52).

104

Tabla 52: Factor sísmico de aceleración

Para el cálculo del factor de aceleración sísmico se debe recurrir a los criterios

recomendados por la norma NEC para la construcción.

El perfil que más se adapta al área de investigación es el tipo B, que es roca rígida media

(Figura 53).

Tabla 53: Tipo de terreno (Fuente: NEC)

Una vez determinado el valor Z, y el tipo de perfil que mejor se adapta a las características

del terreno del área de estudio “B”, se procede a obtener los coeficientes de Fa, Fd y Fs,

para el calcular del factor sísmico para el diseño de la mina.

Fa: coeficiente de amplificación de suelo en la zona de periodo cortó.

Fd: desplazamientos para diseño en roca.

Fs: comportamiento no lineal de los suelos

Los valores obtenidos según las recomendaciones propuestas por el INEC, se resumen a

continuación en la tabla 54:

Factor Z 0.4

Zona sísmica V

Tipo de perfil del subsuelo B

Fa 1

Fd 1

Fs 0.75

105

Tabla 54: Valores resumen para el cálculo del coeficiente sísmico (Fuente: NEC)

Para calcular la aceleración sísmica vertical como horizontal, se utiliza la ecuación

propuesta en el manual de la norma ecuatoriana de la construcción (NEC), donde el

coeficiente sísmico se calcula con la siguiente expresión:

Dónde:

Kh= Aceleración sísmica horizontal

𝑎𝑚𝑎𝑥=Z*Fa, Fuerzas actuantes

g= Aceleración de la gravedad

Reemplazamos los valores obtenidos en la ecuación:

𝐾ℎ =0.6 ∗ (0.4 ∗ 1)

9.8

𝐾ℎ = 0.024

La relación entre la aceleración sísmica horizontal y vertical, es la tercera parte de la

segunda respecto a la primera y se expresa de la siguiente manera:

𝐾𝑣 =1

3𝐾ℎ

𝐾𝑣 =1

30.024

𝐾𝑣 = 0.008

106

Analizados todas las variables en el software se obtiene un factor de seguridad de 2.8, y

lo recomendable para una mina a largo plazo es de 1.5, por lo que se concluye que la mina

es segura a largo plazo y el riesgo de deslizamientos es muy poco probable con las

condiciones geométricas expuestas anteriormente (Figura 52).

Figura 52: Estabilidad sísmica (Fuente: SLIDE)

entonces, después de todo el análisis geotécnico, estereográfico y de estabilidad podemos

concluir que la geometría y los ángulos de los taludes de liquidación son los ideales y no

es necesario realizar correcciones en su geometría y en sus ángulos.

5.14 Parámetros económicos-financieros

En el desarrollo del proyecto de explotación y cierre de mina de la cantera “Piedras Rojas”

es fundamental la determinación de parámetros económicos – financieros que nos

107

permitan determinar el monto de inversión y retorno que va a generar el proyecto a lo

largo de su vida útil, para este fin se debe calcular el costo de explotación de un metro

cubico de material pétreo en la mina tomando en cuenta las variables de mano de obra y

de maquinaria

5.15 Parámetros financieros

Los principales parámetros financieros que influyen en los costos de extracción de un

metro cubico de material pétreo son la mano de obra y maquinaria, para poder calcular

estas variantes se determina el rendimiento de la maquinaria y su costo unitario de

operación y de la misma manera se procede en la determinación de los costos en la

mano de obra que se empleara en la explotación de material pétreo de la cantera.

5.15.1 Inversión del proyecto

Terreno: El terreno donde se lleva a cabo la explotación del material pétreo es de un

área de 3 hectáreas y tiene un costo de $40000

Maquinaria: La mina “Piedras Rojas” cuenta con una excavadora y una volqueta, para el

paso de pequeña minería se invertirá en una trituradora para producir una mayor

variedad de agregados y poder aprovechar rocas de gran tamaño y una cargadora.

Maquinaria Modelo Número de unidades Valor unitario ($) Valor total

Excavadora DX340 1 60000 60000

Volqueta Hino 500 1 40000 40000

Trituradora CEDARAPIDS 1 20000 20000

Cargadora frontal Caterpillar 950 1 40000 40000

Total $160000

Tabla 55: Inversión en maquinaria cantera "Piedras Rojas"

Campamento: Para la construcción del campamento minero es necesario seguir los

lineamientos establecidos en la ley minera para las concesiones mineras, esta edificación

deberá contar con condiciones higiénicas adecuadas y tener instalaciones cómodas para

preserva la salud física y psicológica del personal de la mina.

En la construcción del campamento se tiene proyectado invertir $4000

108

Tramites: La mina “Piedras Rojas” actualmente se encuentra en el régimen de minería

artesanal, el objetivo a corto plazo es cambiar la modalidad a pequeña minería, para este

fin se deberá obtener la autorización metropolitana, pagar los derechos de trámites,

contratar un abogado.

En el trámite para cambio de modalidad de minería se proyecta invertir $10000

Para calcular la inversión total (IT) para la explotación de la cantera “Piedras Rojas” se

suman todos los ítems anteriormente detallados:

𝐼𝑇 = 𝑇𝑒𝑟𝑟𝑒𝑛𝑜 + 𝑀𝑎𝑞𝑢𝑖𝑛𝑎𝑟𝑖𝑎 + 𝐶𝑎𝑚𝑝𝑎𝑚𝑒𝑛𝑡𝑜 + 𝑇𝑟𝑎𝑚𝑖𝑡𝑒

𝐼𝑇 = $40000 + $160000 + $4000 + $10000

𝐼𝑇 = $214000

5.15.2 Cálculo del rendimiento de la maquinaria

Para facilitar el cálculo del rendimiento de la maquinaria se resumen todos los datos

necesarios en la tabla, estos datos han sido tomados en el campo y en los catálogos del

fabricante de los equipos (Tabla 52).

Parámetros Símbolos Unidad Excavadora Volqueta Pala Cargadora

Capacidad Q m3 2 8 1

Distancia de operación

D m3 6 100 10

Factor de carga F 0,8 0,9 0,85

Factor de conversión F 0,77 0,77 0,77

Factor de eficiencia E 0,8 0,85 0,85

Tiempo fijo en ciclos Ft Min 5

Periodo T Min 1.2 0,6

Velocidad media Vm Km/h 20

Tabla 56: Resumen de rendimiento de maquinaria

a) Excavadora

Rendimiento por hora de la excavadora (m3/h)

𝑄ℎ =𝑄 ∗ 𝐸 ∗ 𝐹 ∗ 𝑓 ∗ 60

𝑇

𝑄ℎ =2 ∗ 0,8 ∗ 0,77 ∗ 0,8 ∗ 60

1.2

109

𝑄ℎ = 49 𝑚3/ℎ

Rendimiento por turno de la excavadora (m3/hora)

𝑄𝑡 = 𝑄ℎ ∗ 𝑇 ∗ 𝐾𝑢

Donde

Qh= Rendimiento por hora (m3/h)

T= Tiempo del turno (h)

Ku= Coeficiente de utilización de excavadora para el trasporte automotriz (Ku=0,8)

𝑄𝑡 =49 𝑚3

ℎ∗ 8 ℎ ∗ 0,8

𝑄𝑡 = 315 𝑚3/𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜

Debido a la demanda de material pétreo en el sector valle de los chillos, y por logística

en las operaciones mineras se decide que la producción diaria de material pétreo de la

cantera será de 300 𝑚3/𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜

Rendimiento por año

𝑄𝑎 = 𝑄𝑡 ∗ 𝑁𝑡

Donde:

Qt= Rendimiento por turno (m3/turno)

Nt=Número de turnos por año (233 turnos/año)

𝑄𝑎 = 300 𝑚3/𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜 ∗ 233 𝑑𝑖𝑎𝑠

𝑄𝑎 = 69900𝑚3

𝑎ñ𝑜

b) Volqueta

Rendimiento por hora de la volqueta (m3/h)

𝑄ℎ𝑣 =𝑄 ∗ 𝑓 ∗ 𝐹 ∗ 𝐸

𝑓𝑡60 +

2𝐷𝑉𝑚 ∗ 2000

110

𝑄ℎ𝑣 =8 ∗ 0,77 ∗ 0,85 ∗ 0,8

460 +

2 ∗ 20020 ∗ 2000

𝑄ℎ𝑣 = 54 𝑚3/ℎ

Rendimiento por turno de la volquear (m3/turno)

𝑄𝑡𝑣 = 𝑄ℎ𝑣 ∗ 𝑇 ∗ 𝐾𝑢

Donde:

Qhv= Rendimiento por hora de la volqueta (m3/hora)

T= Tiempo de turno (8 horas)

Ku= Tiempo de utilización de la excavadora para el trasporte automotriz (Ku=0.8)

𝑄𝑡𝑣 = 29 𝑚3/ℎ ∗ 8 ℎ ∗ 0,9

𝑄𝑡𝑣 = 345 𝑚3/𝑡𝑢𝑟𝑛𝑜

Número de volquetas requeridas para la explotación

La eficiencia de la excavadora por turno según los cálculos realizados es de 315 m3, pero

debido a factores logísticos y de facilidad en las operaciones mineras se decide bajar en

15 m3 la explotación, por lo que la mina producirá 300 m3 de material pétreo al día.

𝑁𝑣 =𝑄𝑡 (𝑒𝑥𝑐𝑎𝑣𝑎𝑑𝑜𝑟𝑎)

𝑄𝑡(𝑉𝑜𝑙𝑞𝑢𝑒𝑡𝑎)

𝑁𝑣 =300

345

𝑁𝑣 = 0,87 = 1

En número de volquetas que se requiere para la explotación de material pétreo es de 1,

teóricamente la volqueta deberá trasportar 300 m3 de material pétreo al día, teniendo 45

m3/día de volumen de trasporte extra que pudiera ser utilizada en alguna otra actividad

que pudiera aparecen a lo largo de la explotación minera.

Rendimiento por año de la volqueta (m3/año)

𝑄𝑎𝑣 = 𝑄𝑡𝑣 ∗ 𝑁𝑡

111

Donde:

Qtv= Rendimiento de volqueta por turno (m3/turno)

Nt= Número de turnos al año (233 turnos/año)

𝑄𝑎𝑣 = 300 m3/turno ∗ 233 𝑑𝑖𝑎𝑠

𝑄𝑎𝑣 = 49900𝑚3

𝑎ñ𝑜

c) Pala cargadora

Rendimiento por hora de la pala cargadora (m3/hora)

𝑄ℎ =𝑄 ∗ 𝐸 ∗ 𝐹 ∗ 𝑓 ∗ 60

𝑇

𝑄ℎ =1 ∗ 0,85 ∗ 0,77 ∗ 0,85 ∗ 60

0,6

𝑄ℎ = 55 𝑚3/ℎ

La pala cargadora frontal se utilizara para el carguío del material pétreo triturado a las

volquetas particulares que acudan a la mina a comprar dicho material, por lo que su

rendimiento de 55 𝑚3/ℎ es adecuado para la mina.

5.15.3 Costo unitario de operación

El costo unitario de la explotación del material pétreo viene dado por la suma de todas las

actividades que conllevara la extracción de un metro cúbico de este, además de insumos,

gastos administrativos, regalías al estado e imprevistos. Para los cálculos se usa los datos

recolectados en la cantera y la producción diaria proyectada de la mina.

Costo unitario de extracción y carguío de material pétreo

La extracción de material pétreo es la actividad en la cual se obtiene el material pétreo de

los frentes de la mina.

Costos directos

a) Equipos

112

Equipos

Descripción Marca Numero Costo horario-Tarifa ($/h)

Excavadora DX340 1 78.77

Total A 73.14

Tabla 57: Costo unitario pala excavadora

b) Mano de obra

Para las labores de extracción del mineral, además del equipo y operador es necesario un

ingeniero de minas que supervise periódicamente las labores de extracción del material

pétreo y un ayudante.

Mano de obra

Personal Cantidad Salario nominal ($/h)

Factor real de pago (FR)

Costo horario ($/h)

Ing. Minas 0.25 1.027 1.85 1.90

Ayudante 0.25 0.514 1.91 0.98

Conductor 1 2.877 1 2.88

Total B 5.76

Tabla 58: Costo unitario mano de obra

Costo horario de extracción

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 𝐴 + 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙𝐵

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = $73.14 + $5.76

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = $78.9

Costo unitario horario de extracción

Para el cálculo se toma en cuenta el rendimiento de la excavadora, que se obtiene

dividiendo en rendimiento por turno (=300 m3) por las horas por turno (=8 horas), que da

como resultado 38 𝑚3/ℎ.

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 =𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛

𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑐𝑎𝑣𝑎𝑑𝑜𝑟𝑎

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 =78.9 $/ℎ

38 𝑚3/ℎ

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = 2.07 $/𝑚3

c) Materiales e insumos de la extracción

113

Los materiales e insumos que se utilizan en la extracción del material pétreo no se toman

en cuenta debido a que ya están incluidos en el costo horario de la maquinaria.

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 ℎ𝑜𝑟𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 = $0

Costo unitario directo (Extracción)

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑖𝑟𝑒𝑐𝑡𝑜 (𝐸𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛) = (𝐴 + 𝐵) + 𝐼𝑛𝑠𝑢𝑚𝑜𝑠

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑖𝑟𝑒𝑐𝑡𝑜 (𝐸𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛) = 2.07$/𝑚3 + 0

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑖𝑟𝑒𝑐𝑡𝑜 (𝐸𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛) = 2.07 $/𝑚3

Costo unitario indirecto (Extracción)

a) Gastos administrativos

𝐺𝑎𝑠𝑡𝑜𝑠 𝑎𝑑𝑚𝑖𝑛𝑖𝑠𝑡𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜𝑠 = 10% 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑖𝑟𝑒𝑐𝑡𝑜

𝐺𝑎𝑠𝑡𝑜𝑠 𝑎𝑑𝑚𝑖𝑛𝑖𝑠𝑡𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜𝑠 = 0.1 ∗ 2.07 $/𝑚3

𝐺𝑎𝑠𝑡𝑜𝑠 𝑎𝑑𝑚𝑖𝑛𝑖𝑠𝑡𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜𝑠 = 0.21 $/𝑚3

b) Subtotal de costo unitario indirecto (Extracción)

𝑆𝑢𝑏𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑖𝑟𝑒𝑐𝑡𝑜 + 𝐺𝑎𝑠𝑡𝑜 𝑎𝑑𝑚𝑖𝑛𝑖𝑠𝑡𝑟𝑎𝑡𝑖𝑣𝑜

𝑆𝑢𝑏𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 2.07 $/𝑚3 + 0.21 $/𝑚3

𝑆𝑢𝑏𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 2.28 $/𝑚3

c) Imprevistos

𝐼𝑚𝑝𝑟𝑒𝑣𝑖𝑠𝑡𝑜𝑠 = 5% 𝑠𝑢𝑏𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙

𝐼𝑚𝑝𝑟𝑒𝑣𝑖𝑠𝑡𝑜𝑠 = 0.05 ∗ 2.28 $/𝑚3

𝐼𝑚𝑝𝑟𝑒𝑣𝑖𝑠𝑡𝑜𝑠 = 0.11$

𝑚3

Costo total unitario de extracción

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = ( 𝑆𝑢𝑏𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 + 𝑖𝑚𝑝𝑟𝑒𝑣𝑖𝑠𝑡𝑜𝑠 ) ∗ 𝐶𝑜𝑒𝑓𝑖𝑐𝑒𝑛𝑡𝑒 𝑑𝑒 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛

114

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = ( 2.28 $/𝑚3 + 0.11 $/𝑚3 ) *1

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 2.40 $/𝑚3

Para determinar el costo unitario de extracción de 1m3 de material pétreo de la mina

“Piedras Rojas” se debe sumar el costo unitario de todas las actividades que interviene en

la extracción del material pétreo.

En la siguiente tabla 59, se muestra el resumen de los costos unitario desde el arranque

del material hasta su despacho a los clientes de la mina.

Actividades Destape Extracción y carguío

Trasporte interior

mina

Clasificación y trituración

Despacho del material

pétreo

Equipo $/h 0 73.14 59.03 1 45

Mano de obra $/h 0 5.76 3.7 4.62 2.88

Costo total horario $/h 0 78.9 62.73 5.62 47.88

Rendimiento m3/h 0 38 38 38 38

Costo unitario horario $/m3 0 2.08 1.65 0.15 1.26

Costo unitario materiales $/m3

0 0 0 0 0

Costo unitario directo $/m3 0 2.08 1.65 0.15 1.26

Gasto administrativo $/m3 0 0.21 0.17 0.01 0.13

Subtotal $/m3 0 2.28 1.82 0.16 1.39

Imprevistos $/m3 0 0.11 0.09 0.01 0.07

Costo unitario total $/m3 0 2.40 1.91 0.17 1.46

Sumatoria costo unitario total 5.93

Tabla 59: Costo unitario de extracción de 1m3 material pétreo

5.16 Amortización de la inversión

La inversión realizada en la mina tiene que ser recuperada a lo largo de la vida útil de la

mina, más los intereses que conlleven la inversión.

Para calcular la amortización se utiliza la siguiente ecuación.

𝑀 = 𝑆𝑜 ∗ [𝑖 ∗ (1 + 𝑖)𝑛

(1 + 𝑖)𝑛 − 1]

Donde

i= Interés (=10%)

115

M= Valor actualizado

So= Inversión (=$214000)

n= Años de vida útil de la mina (=3años)

𝑀 = 214000 ∗ [0.1 ∗ (1 + 0.1)3

(1 + 0.1)3 − 1]

𝑀 = 86052 $/año

El valor unitario de la amortización se obtiene dividendo el valor obtenido por la

producción anual de la mina, entonces el costo de extracción de 1m3 de material pétreo,

también se encuentra en función de la inversión y la amortización.

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑚𝑜𝑟𝑡𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 𝐴𝑚𝑜𝑟𝑡𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

𝑃𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑚𝑜𝑟𝑡𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 86052 $/año

69900 𝑚3/𝑎ñ𝑜

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑚𝑜𝑟𝑡𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 1.23 $/𝑚3

El costo unitario de amortización se suma al costo unitario para obtener el valor total de

la extracción de 1m3 de material pétreo.

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 = 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑎𝑚𝑜𝑟𝑡𝑖𝑧𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 + 𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 = 1.23 $/𝑚3 + 5.93 $/𝑚3

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 = 7.16 $/𝑚3

5.17 Regalías y patentes

Una vez que empiece a operar la concesión minera “Piedras Rojas”, en el régimen de

pequeña minería, estará sujeta al pago de regalías y patentes como lo exige la ley, las

116

regalías para la pequeña minería es el 3% sobre el costo de producción de material, este

valor será cobrado semestralmente en los meses de marzo y septiembre de cada año.

La ley minera, además exige el pago de patentes por parte del concesionario minero por

concepto de patentes conservación por cada hectárea minera adjudicada al

concesionario minero. El valor corresponde al 10% de salario básico unificado (SBU),

que a la fecha de elaboración del proyecto es de $394.

Concepto a pagar

Porcentaje estipulado por la ley

Formula Costo anual

Regalías 3% 3% del costo de producción $12435

Patente 10% 10% del SBU por número de hectáreas $118.2

Tabla 60: Porcentajes a pagar por regalía y patentes

Estos valores los agregamos al costo unitario total de producir 1m3 de material.

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 + 𝑟𝑒𝑔𝑎𝑙𝑖𝑎𝑠 + 𝑝𝑎𝑡𝑒𝑛𝑡𝑒𝑠

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 7.16$

𝑚3+ 0.17

$

𝑚3+ 0.01

$

𝑚3

𝐶𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑢𝑛𝑖𝑡𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 = 7.34 $/𝑚3

5.18 Utilidad anual bruta

La utilidad bruta se calcula en base a los ingresos y egresos anuales.

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑏𝑟𝑢𝑡𝑎 = 𝐼𝑛𝑔𝑟𝑒𝑠𝑜𝑠 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙𝑒𝑠 − 𝑒𝑔𝑟𝑒𝑠𝑜𝑠 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙𝑒𝑠

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑏𝑟𝑢𝑡𝑎 = $699000 − $513066

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑏𝑟𝑢𝑡𝑎 = $185934

5.19 Utilidad neta anual

La utilidad neta es el rubro que se descuenta a la utilidad bruta por conceptos que se

estipula la ley de minas para pequeña minería en áridos y pétreos.

Participación de la comunidad = 5% utilidad bruta

Utilidades = 10% utilidad bruta

117

Impuesto a la renta = 22% utilidad bruta

Concepto a pagar Porcentaje según la ley Costo total anual

Comunidad 5% $9297

Utilidades 10% $18593

Impuesto a la renta 22% $40905

Total $68795

Tabla 61: Porcentaje a pagar por ley

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑒𝑡𝑎 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = 𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑏𝑟𝑢𝑡𝑎 − 𝐶𝑜𝑛𝑐𝑒𝑝𝑡𝑜𝑠 𝑑𝑒 𝑙𝑒𝑦

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑒𝑡𝑎 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = $185934 − $68795

𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑒𝑡𝑎 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙 = $117139

5.19.1 Participación mínima del estado

Según el artículo 408 de la Constitución de la República del Ecuador establece que “El

Estado participará en los beneficios del aprovechamiento de los recursos naturales, en un

monto que no será inferior al de la empresa que los explota”.

Para poder seguir con los cálculos se debe establecer si el estado gana un porcentaje

mayor que la empresa en la explotación del material pétreo, al valor anteriormente

obtenido debemos sumarle el valor del IVA por concepto de venta que también tomará

como valor que recibe el estado.

Producción anual Precio de venta IVA IVA a pagar anual

69900 m3 $10 12% $83880

Tabla 62: IVA a pagar

𝑃𝑎𝑟𝑡𝑖𝑐𝑖𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑑𝑒𝑙 𝑒𝑠𝑡𝑎𝑑𝑜 = 𝑉𝑎𝑙𝑜𝑟𝑒𝑠 𝑎 𝑝𝑎𝑔𝑎𝑟 𝑝𝑜𝑟 𝑙𝑒𝑦 + 𝐼𝑉𝐴

𝑃𝑎𝑟𝑡𝑖𝑐𝑖𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑑𝑒𝑙 𝑒𝑠𝑡𝑎𝑑𝑜 = $68795 + $83880

𝑃𝑎𝑟𝑡𝑖𝑐𝑖𝑝𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑑𝑒𝑙 𝑒𝑠𝑡𝑎𝑑𝑜 = $152675

La cantera “Piedras Rojas”, tiene como utilidad neta $117139 al año, mientras que el

estado por conceptos de impuestos, regalías e IVA recibe $152675

Según el artículo 408 de la constitución, ninguna empresa puede ganar más que el estado

en la explotación minera.

118

Institución Valor a recibir %

Estado $152675 56%

Empresa $117139 44%

Total Estado-Empresa $269814 100%

Tabla 63: Porcentaje a pagar de utilidad neta

Realizados los cálculos se comprobó que el estado tiene una participación del 56% en las

ganancias de la explotación de áridos en la Cantera “Piedras Rojas”, mientras que la

empresa percibe el 44% de las ganancias, por lo tanto, la mina se encuentra en los

márgenes de ganancia que la ley estipula.

5.20 Rentabilidad del proyecto

Una vez calculado el flujo de caja del proyecto, se procede a evaluar la rentabilidad de

la mina, para calcular si el proyecto es rentable se emplean los conceptos del Valor

actual neto (VAN) y la Tasa interna de retorno (TIR).

5.20.1 Flujo neto de caja

El flujo neto de caja es la diferencia entre los ingresos y los egresos de la mina en los años

de vida del proyecto, para poder calcular tomaremos la producción anual mina (186400

m3), el valor del material pétreo promedio (US$ 10), y como egresos al costo unitario

total por metro cúbico calculado anteriormente.

Año Ingresos Egresos Flujo neto

1 $699000 $513066 $185934

2 $699000 $513066 $185934

3 $306000 $262242 $43758

Total $1704000 $1288374 $415626

Tabla 64: Flujo neto de caja

5.20.2 Calculo del VAN y TIR

El VAN se procede a calcular con distintos tipos de interés para poder ver cómo se

comporta.

119

Tipo de interés (%)

0 5 10 15

VAN $201,626.00 $169,527.42 $141,571.40 $117,046.15

TIR 53% 53% 53% 53%

Tabla 65: Resumen TIR y VAN

El VAN, con una tasa de expectativa superior al 15% sigue siendo positivo, lo que da a

entender que el proyecto, una vez que entre en operaciones generará ganancias a sus

inversionistas.

Para poder invertir en el proyecto, este debe tener una rentabilidad superior a la tasa de

interés que ofrecen los bancos por tener el dinero a plazo fijo, que para el año 2019 ronda

en 7%, y según los cálculos de la TIR, proyecto tiene una rentabilidad del 53%, por lo

que se recomienda invertir en el proyecto.

Según los criterios de aceptación del VAN y TIR, el proyecto es rentable y se recomienda

invertir.

5.21 Parámetros sociales

La extracción de materiales pétreos de la cantera “Piedras Rojas”, genera una alteración

en el entorno y en la vida cotidiana de los poblados que se encuentran en su área de

influencia. El sector más afectado es la parroquia de Pintag, que se encuentra a 2 km de

la mina.

Las principales variables que se tomar en cuenta para el análisis del proyecto son:

Demográfico: La mina se encuentra relativamente lejos de los poblados, por

lo que el ruido y el polvo provocado por la actividad minera no debiera ser un

problema para las personas, pero debido a la actividad extractiva se genera un

tráfico inusual de volquetas y vehículos particulares, que gracias a las

socializaciones del proyecto, la población se ha ido adaptando, además de

beneficiarse por el cobro de un peaje a las volquetas que trasportan el material

120

de construcción que genera ingresos para el sector que son invertidos en

programas sociales y mantenimiento de vías.

Condiciones de vida: en el sector de área de influencia del proyecto no se

encuentran instaladas empresas o industrias de diferente actividad, motivo por

el cual las personas se ven en la necesidad de salir a centros económicos más

grandes como son Sangolqui o El Quinche para poder laborar, o se dedican a

la ganadería que genera ingresos reducidos, razón por la cual la minería en el

sector es una oportunidad de empleo y bienestar, que permita elevar las

condiciones de vida, generar empleos directos e indirectos y generar mayor

circulación de dinero en la economía local.

Relaciones política-económicas entre la mina y la comunidad: la relación

entre la mina y la comunidad es relativamente buena, en parte gracias a que

los dueños de la cantera son del sector y porque la explotación de materiales

pétreos les genera beneficios económicos para la comunidad, existen ciertos

grupos de anti mineros que últimamente han hecho presencia en el plano

político, pero debido a las buenas relaciones políticas y económicas con el

sector no han ganado el apoyo necesario para poder ser una amenaza para la

actividad minera.

5.22 Parámetros ambientales

La extracción del material pétreo en la cantera provoca una alteración en el medio

ambiente que de no ser controlado y monitoreado debidamente puede ser perjudicial

para las comunidades aledañas al sitio de influencia del proyecto. Entre los principales

parámetros que influyen en el medio ambiente podemos mencionar.

Atmósfera: la actividad minera en materiales de construcción genera una

considerable cantidad de polvo, tanto en la extracción, trituración y trasporte

121

del material además de gases provocados por la combustión interna de los

motores de la maquinaria utilizadas, también se toma en cuenta el ruido

provocado por la actividad minera para minimizar estos impactos se deben

llevar realizar una serie de actividades que se detallarán en un próximo

capítulo.

Terreno: la alteración del terreno en donde se lleva a cabo la actividad, siempre

ha sido uno de los principales inconvenientes, debido a que se produce un

considerable número de afectaciones entre las que podemos mencionar:

Desertización: erosión, deforestación, perdida de suelo fértil.

Modificación del relieve: alteración de las fuerzas dinámicas de la ladera,

impacto visual.

Peligros geotécnicos: laderas inestables por excavaciones y alteración del

nivel freático además de subsidencia.

Para evitar estos posibles problemas se llevará a cabo una serie de actividades enfocadas

a una rehabilitación integral de los terrenos afectados por la actividad minera además se

toma en cuenta en el diseño posibles inestabilidades de los taludes colocando un factor

de seguridad alto, superior al 1.5 que se recomienda para taludes de larga duración

(superior a 20 años).

Agua: el nivel freático de la mina se encuentra por debajo de la profundidad de la cantera

por lo que no representa un problema en la explotación.

122

CAPÍTULO V

6 PARÁMETROS TÉCNICO-OPERATIVOS DEL PLAN DE CIERRE DE

MINA

Todo titular minero se encuentra en la obligación de realizar el cierre del área afectada

por las labores mineras, a través de un plan de cierre de mina.

Los objetivos que se contemplar el plan de cierre de minas es:

Salud y seguridad: las actividades del cierre de mina estarán enfocados a

garantizar la salud y seguridad de las personas y posibles daños a terceros.

Estabilidad física: el plan de cierre contempla la estabilidad física de las

labores mineras que permanecerán en la etapa del pos-cierre.

Uso del terreno: en el plan de cierre de minas se contempla que los terrenos

rehabilitados estén acordes con la estética del sector y a las condiciones

socioeconómicas del área de influencia.

Sociales: se prevé que el área de la mina e infraestructura se pueda utilizar para

una nueva actividad económica que permita a la comunidad seguir trabajando

y evitar el desempleo del sector después de que finalice la actividad minera.

Entre los principales parámetros que se analizarán para el cierre de la cantera “Piedras

rojas” tenemos:

Calidad de aire

Se define como la concentración de contaminantes presentes en el aire que llega a un

receptor, en la mina la contaminación del aire, la tenemos en los tubos de escape de los

motores de combustión interna, que se utilizan tanto para la extracción, carguío y trasporte

del material pétreo.

Otra fuente de contaminación, tenemos en el material particulado suspendido en el aire,

que se genera como producto de las labores mineras, este se produce principalmente en

123

el arranque y trasporte del mineral, para evitar el levantamiento del polvo se recurre a

humedecer el área donde se va a realizar el arranque de mineral, a cubrir con lonas los

baldes de las volquetas y a restringir a un máximo de velocidad en la mina, que será 20

km/hora.

Ruido Las actividades que se ejecutan en la cantera, garantizarán a sus

empleados y a las comunidades aledañas mantener los niveles de ruido en los

permitidos por la normativa correspondiente, para salvaguardar la salud física

y mental de todas las personas involucradas con la actividad minera.

Sustancias tóxicas y químicas peligrosas

En la cantera “Piedras Rojas” no existe la presencia de sustancias tóxicas o químicas que

puedan afectar la salud humana como al medio ambiente.

Combustibles y lubricantes

Un correcto manejo de combustibles y lubricantes permitirá proteger la salud de las

personas, las instalaciones mineras y la maquinaria, evitando o minimizando los riesgos

de posibles incendios o la contaminación del medio ambiente.

Manejo de residuos

En la explotación de la cantera en estudio se producirán distintos tipos de basura, las

cuales son no-degradables, pueden ser de vidrio o plástico (recipientes de lubricantes,

bebidas y comida), recipientes de metal (recipientes de lubricantes y comida) y de cartón

o papel, estos deberán ser clasificados para su posterior reciclaje.

Señalética

124

La cantera es un lugar de alto riesgo de accidentes, por lo que es indispensable la

colocación de una señalética que permita minimizar estos riesgos, los tipos de señales que

se colocarán serán: de orientación, direccionales, preventivas, y restrictivas.

Las señales se colocarán en la entrada de la mina, vías, áreas de arranque y carguío de

material.

Figura 53: Señalética en la mina (Fuente: Servicios LDR)

6.1 Cierre progresivo de la mina

El cierre progresivo se lleva acabo simultáneamente con la etapa de operación minera, el

cierre progresivo se aplicará a las áreas e instalaciones que dejan de ser usadas

gradualmente en las operaciones mineras, un ejemplo son los bancos finales que van

quedando de la explotación, estos podrían ser rehabilitados parcialmente antes del cese

de toda operación minera.

El cierre progresivo permite desarrollar mejores técnicas de rehabilitación de las áreas

afectadas, debido a la experiencia que se adquiere, lo cual contribuirá a que el cierre de

mina sea exitoso y reducirá los costos.

Aspecto técnicos

Debido a que la explotación de la mina es a cielo abierto por medio de bancos, las medidas

de cierre estarán enfocadas a la estabilidad física de los taludes.

125

La estabilidad física de los taludes contempla que sean seguros y estables a largo plazo,

para medir el factor de seguridad y determinar la geometría más estable para los taludes,

se utilizará el software SLIDE.

Para garantizar la estabilidad de los taludes se considera un factor de seguridad igual o

mayor utilizado en la explotación, es decir un FS. ≥ 1.5, el cual se considera técnicamente

conservador y se aplicara para el diseño final de cierre.

Las medidas que permitirán asegurar la estadidad de los taludes son:

Evaluación periódica de la estabilidad de los taludes, tanto visual como por

medio del software SLIDE, los taludes mantendrán una inclinación de 50° para

los taludes de trabajo y el talud final de liquidación de la cantera tendrá una

inclinación de 40° y el factor de seguridad considerando un facto sísmico

horizontal de 0.4g es de 1.7, lo que están dentro de los parámetros propuestos.

Ejecución de medidas de estabilización en los bancos que sean necesarios,

tales como la reducción de las pendientes, protección contra la erosión y

meteorización de los taludes.

Colocación de señalética que impida el paso al personal no autorizado a áreas

de la mina potencialmente peligrosas como son el área de arranque de mineral

o el área de trituración.

Parámetros ambientales

Conforme se vaya explotando el depósito y se acerque el cierre de la mina, se dará inicio

a la rehabilitación y reconformación de las áreas que fueron utilizadas, en caso de existir

taludes inestables se procederá a la corrección de su pendiente.

Una vez finalizados los trabajos de reconformación de las instalaciones del terreno como

son los accesos, depósitos de material, sitio de carga entre otros, se empezará a realizar la

revegetación con especies de plantas que cumplan dos objetivos principales:

126

Lograr en poco tiempo una cobertura vegetal que proteja el suelo de los efectos

de la erosión y de la lluvia.

Garantizar que las especies vegetales puedan permanecer en el terreno para

que puedan regenerase por sí mismas, y que no necesiten la intervención

humana para su mantenimiento.

En el programa de revegetación del terreno, se depositará una capa de 0.10m de orgánicos

antes de la etapa de siembra de las especies seleccionadas, además se aplicarán

fertilizantes que ayudarán al desarrollo y mantenimiento de la vegetación y puedan

perdurar en el tiempo.

Especie de pasto utilizado

Descripción Foto

Rye grass híbrido

Planta de forraje, de rápido

crecimiento y larga vida de 30 a 35 meses, tienen

raíces largas y flexibles que se

adhieren al suelo

127

Pasto ovillo

Planta de 1.2 m de altura

aproximadamente, con raíces finas y largas. Su ciclo de vida es largo

pudiendo ser superior al año.

Trébol rojo

Planta herbácea de 10-12

centímetros de altura, raíz

pequeña y fina.

Plantas nativas

Lupinus pubescens

Especie herbácea, llega hasta una altura

de 80 cm.

Tabla 66: Especies de plantas a utilizarse en la revegetación

Los taludes y áreas sometidos a rehabilitación serán sometidos a un programa de

monitorio pos-cierre de mina por un periodo de 5 años, que ayudará a evaluar el grado

de éxito alcanzado en el programa de cierre de mina.

128

Parámetros sociales

En la cantera implantarán programas sociales durante las operaciones mineras que estarán

orientados a mitigar los impactos del cierre de mina, estos programas se someterán a una

evaluación periódica y en caso de ser necesario se mejorarán o cambiarán, para que se

ajusten a las necesidades y expectativas de la comunidad en el área de influencia del

proyecto.

Se ha llevado a cabo un análisis de las características económicas del sector y sus

potenciales fuentes de empleo en un futuro, por lo que se han desarrollado dos posibles

usos finales para la cantera al momento del cierre de la mina.

La primera propuesta será la creación de un área recreativa en el fondo de la cantera,

como pudiera ser un parque o una cancha, se debiera analizar cuáles son las necesidades

del sector.

La segunda propuesta es desarrollar un conjunto habitacional en el sector donde se

encuentran ubicadas las canteras, es un programa viable debido a que el macizo rocoso

que se encuentra en el sector es de calidad buena según la clasificación geomecánica. Para

que se pueda llevar a cabo esta propuesta es necesario que se cumplan una serie de

condiciones que se detallaran en el capítulo de cierre de mina.

Los programas sociales para las personas que laboran en la mina se desarrollaran en base

a las posibles fuentes de empleo en el sector, el potencial turístico es indudable del sector,

debido a que se encuentra en la entrada de la reserva ecológica Antisana. Los diferentes

programas y actividades con la comunidad estarán enfocados a esta posible nueva

actividad económica.

A continuación, se muestra un plan de inversión de programas sociales destinado a las

comunidades afectadas que se llevarán durante el cierre progresivo de la mina.

129

Tabla 67: Resumen de costos de cierre progresivo

130

6.2 Plan de cierre final de mina

El cierre final contempla varias actividades de rehabilitación de las áreas afectadas donde

sea posible hacerlo y de no ser así, se implementará una serie de actividades que ayuden

a mitigar los efectos que causaron la actividad minera como la erosión de taludes, retiro

de capa orgánica, ruido, polución, etc. También se realizará la estabilidad física de los

taludes y de otros elementos utilizados en los años que operó la mina.

Entre las actividades que se llevarán a cabo en el cierre final se incluye la demolición de

las instalaciones que no sean necesarias para la nueva actividad económica que se

desarrollará, desmantelamiento y reciclaje de los materiales utilizados en la explotación,

la estabilidad y nivelación de los terrenos que no hayan podido ser rehabilitados durante

el cierre progresivo.

El cierre final de la mina se llevará a cabo en un periodo de 1 año y se desarrollarán varias

actividades tales como:

Liquidación de caminos de trasporte

Control del cierre progresivo

Rehabilitación de taludes y terrenos

Desarrollo de reinserción laboral-cierre social

Verificación de los trabajos del cierre progresivo

Los taludes y demás áreas alteradas por la actividad minera serán reconformadas para que

sean similares a las zonas aledañas y reducir el impacto visual. La rehabilitación en ciertos

lugares de la mina se desarrollará progresivamente durante la etapa de explotación de la

mina. Una vez finalizada la actividad de explotación de la mina serán rehabilitadas las

áreas remanentes.

131

Las instalaciones que serán cerradas al final de la actividad minera son las áreas de

depósito de mineral, área de trituradora, oficinas, caminos, servicios y otras instalaciones

auxiliares.

Parámetros técnicos

Se llevará a cabo de igual manera que en el cierre progresivo, se realizará la estabilidad

física de bancos que no hayan sido estabilizados, se realizará el desmantelamiento y

demolición, de las instalaciones mineras restantes de acuerdo al programa de cierre

progresivo.

Se llevará a cabo el franqueo de un canal de coronación que permita la circulación del

agua de escorrentía. Su función será la de no permitir que el agua filtre al interior de los

taludes y causen posibles inestabilidades.

Los canales serán revestidos con enrocados para su protección y evitar la erosión. La

pendiente de los canales se realizará de tal manera que la velocidad del agua no exceda

los 3m/s, esto se logra por lo general con una pendiente de 0.5 a 2%.

En lugares donde la topografía es muy escarpada se procederá a revertir los canales con

hormigón, esto permitirá evitar la erosión por las altas velocidades del agua.

Parámetros ambientales

La revegetación se realizará en zonas remanentes que no hayan sido posible rehabilitar

en la etapa de cierre progresivo llevando adelante con las mismas directrices.

Parámetros sociales

En la etapa de cierre final de la cantera, se realizará la elección de la propuesta de cierre

de mina entre la construcción de conjuntos habitacionales o una piscina para la recreación,

se elegirá la propuesta más factible y que menor impacto social cause en el sector, con la

finalidad de mitigar los impactos por el cese de las labores mineras. En esta etapa se

realizará la evaluación de los programas sociales implementados como son el programa

132

de reinserción laboral o el programa de capacitación para nuevas actividades económicas,

se empezará adecuar las instalaciones para la nueva actividad económica que se llevará a

cabo en las áreas que solía ocupar la mina.

6.3 Propuesta de actividad económica para del cierre de la mina

Existen dos propuestas para llevar acabo el cierre de la mina:

6.3.1 Creación de un parque recreacional

Una vez concluida las actividades mineras de todas las canteras, quedara una considerable

área útil en el fondo de la cantera “Piedras Rojas”, que pudiera ser aprovechado por la

comunidad para la construcción de zonas recreativas. Para poder llevar acabo esta

actividad es fundamental que los taludes se encuentren estables, además de que tienen

que ser monitoreados periódicamente como ya se detalló en el plan de cierre de cantera.

A continuación, se presenta una representación de cómo se deben recuperar la mina en el

plan cierre de mina.

Tabla 68: Cierre de mina (Fuente: Cristian Quispilema)

133

6.3.2 Creación de una gran área útil para conjuntos habitacionales

La cantera “Piedras Rojas”, se desarrolla en un área potencialmente edificable, debido

a la buena calidad de roca en la que se encuentra emplazado el yacimiento, el fluyo de

lava volcánico tiene alrededor de 2 Km de ancho, en donde operan varias minas.

Se propone realizar un consenso con todas las canteras que se encuentran operando

en el sector, para que todas las concesiones mineras profundicen hasta los 3100 metros,

esto traería grandes ventajas al sector y a las concesiones mineras como son:

La creación de una gran área útil después de concluir las operaciones mineras

en el sector.

Desaparición de bancos entre los límites de las concesiones mineras, que

permitiría aumentar reservas y se evitaría planes de monitoreo posteriores.

Creación de un solo talud en los límites del flujo volcánico y la montaña.

6.4 Plan de pos-cierre de la mina

Las obras del cierre final de la mina buscan asegurar que una vez finalizadas las

operaciones mineras, el medio ambiente recupere un determinado grado de calidad, la

actividad de pos-cierre busca que las medidas de recuperación y restauración se cumplan

de manera efectiva en los años posteriores al cierre de la mina. Los programas se

seguimiento y monitoreo serán las herramientas que se utilizarán para evaluar el grado de

cumplimiento y de calidad en los programas de rehabilitación desarrollados en la mina.

134

Los programas de monitoreo y control se han diseñado para poder verificar el grado de

efectividad de cada uno de las estrategias y programas desarrollados en el cierre final de

la mina.

Figura 54: Recuperación de los sistemas ecológicos

Como se observa en el gráfico, al finalizar la actividad minera, el nivel ecológico de la

cantera estará muy por debajo del nivel natural antes de la intervención. De este modo, al

aplicar medidas de rehabilitación y recuperación de las áreas afectadas el comportamiento

del sistema ira mejorando hasta alcanzar niveles ecológicos similares a los naturales.

Así la etapa del pos-cierre de la mina tendrá como finalidad la medición, observación y

evaluación periódica de los taludes finales de la mina, evaluar el grado de eficiencia de

las técnicas de revegetación y verificar el cumplimiento de los cronogramas establecidos

para la nueva actividad económica de la mina.

Parámetros técnicos

Se realizará un monitoreo periódico de la estabilidad física de los taludes según un

cronograma de actividades. El monitoreo se realizará semestralmente durante los dos

primeros años después del cierre final de la mina y en los tres años posteriores el

135

monitoreo se realizará anualmente, en caso de existir movimientos sísmicos el monitoreo

se realizará inmediatamente después de estos.

Las técnicas que se utilizara para medir el posible desplazamiento de los taludes son:

Se construirán bases de concreto cuadradas que estarán ubicadas fuera de las

áreas de posibles desplazamientos que servirán como bases para la ubicación

de teodolitos que se utilizarán para la medición de los desplazamientos de los

taludes.

Se colocarán hitos de concreto en puntos estratégicos de los taludes

rehabilitados que estarán protegidos contra la erosión y contará con una placa

metálica inoxidable en la que estará inscrita sus coordenadas iniciales. Estos

hitos ayudaran a medir posibles desplazamientos de los taludes.

Parámetros ambientales

Se realizará un monitoreo semestral del programa de revegetación realizado en los taludes

de la mina, en caso de existir complicaciones con las especies utilizadas, se creará un plan

de contingencia en donde se seleccionará nuevas especies que se consideren puedan

adaptarse mejor.

Parámetros sociales

Antes del final de las actividades mineras se empezará con una serie de programas de re-

entrenamiento laboran, que tiene como objetivo preparar a las comunidades aledañas para

el cierre de la mina, cambiando su actividad económica y permitiendo mantener las

fuentes de empleo en el sector.

Como ya se ha detallado anteriormente, la nueva actividad a desarrollarse será la

piscicultura y la construcción de una hostería.

136

No se detallará el monto a invertir en la construcción y adecuaciones debido a que aún

faltan varios años para el cierre de la mina y los precios podrían varía considerablemente

con el tiempo.

6.5 Plan de monitoreo de posible ocultación en los taludes

Como ya se ha detallado anteriormente en los planes de cierre final de la mina, se

realizará un monitoreo constantes de posibles desplazamientos de taludes que pudieren

generan un deslizamiento de estos. Para este fin ubicar puntos de control estratégicos en

las laderas de los taludes como se detalla a continuación:

Figura 55:Puntos de control para auscultación

Las coordenadas de los puntos de control deben ser precisos, para no cometer errores al

momento al momento de tomar las mediciones, dependiendo de la etapa de cierre en la

137

se encuentre la mina, las mediciones serán, semanales, mensuales o trimestrales. El punto

de control deberá ubicarse en un área alejada de la mina en donde no pueda existir

perturbación por posibles desplazamientos de los taludes.

En caso de existir posibles desplazamientos se deberá tomar medidas correctivas de

inmediato, como serial la reconformación de taludes, o la colocación de pernos de anclaje

y de mallas de seguridad para posibles caídas de roca.

El talud que más atención se tomará al momento de realizar las mediciones de

auscultación será el 2, debido a que ese talud según el análisis de estabilidad de Romana,

presentaba formación de cuñas con posibles deslazamientos.

6.6 Plan de mitigación de impactos

El impacto ambiental se presenta cuando una acción o actividad produce una alteración

favorable o desfavorable en el medio ambiente o en algunos de sus componentes, es decir,

el impacto ambiental de un proyecto sobre el medio ambiente puede definirse como la

diferencia entre la situación natural del ambiente presente y la situación evolutiva normal

del ambiente futuro, sin tal impacto. Ahora bien, los impactos pueden producirse a corto

o largo plazo, ser de corta o larga duración; bioacumulativo, reversible e irreversible

(Aguilar, 1994).

Para la mitigación de impactos se tomará como base las fichas técnicas de “Guía minero

ambiental de minería subterránea y patio de acopio 2004” (Les, 2009).

138

Tabla 69: Manejo y control de gases

139

Tabla 70: Manejo de material particulado

140

Tabla 71: Manejo y control de ruido

141

Tabla 72: Protección y revegetación

142

Tabla 73: Manejo de trasporte y señalética

143

(Continuación…)

144

CAPITULO VI

7 IMPACTOS DEL PROYECTO

7.1 Estimación de impactos técnicos

En el proyecto de diseño se utilizaron recursos tecnológicos de alta precisión para el

levantamiento topográfico, se realizaron los ensayos de roca en laboratorios certificados

y el procesamiento de datos se lo realizó en softwares especializados para el diseño y

modelamiento minero, toda la información generada fue almacenada y procesada por el

estudiante de manera eficiente y correcta, motivo por el cual el diseño de explotación es

el óptimo para la mina, el cual nos permite un aprovechamiento de material pétreo muy

satisfactorio.

Por este motivo se considera que los impactos técnicos son positivos en el área de

influencia de la mina, que los recursos de la mina sean explotados de una manera técnica,

eficiente y responsable del medio ambiente. El diseño técnico también permite

salvaguardar la salud y seguridad de las comunidades aledañas a la mina, previniendo

excesos de ruido, polvo, gases, así como posibles deslizamiento de taludes.

7.2 Estimación de impactos económicos

La explotación de materiales pétreos en la cantera “Piedras Rojas” generará un impacto

económico positivo para la parroquia Pintag, debido a que generará fuentes de empleo

directas e indirectas para la población ayudando a reducir la tasa de desempleo y

generando un flujo de dinero en el sector, además la comunidad se verá beneficiada con

la construcción de vías, contribuciones de los vehículos que trasportan el material pétreo

para ayudar a mejorar las condiciones de vida en la zona.

Entre los principales beneficiarios del mayor flujo de capital, serán los sectores de

alimentación, hospedaje, trasporte y vestimenta, debido a que, al mejorar las condiciones

145

económicas de los trabajadores de la mina, mejorarán sus ingresos que contribuirán a

reactivar la economía local.

7.3 Estimación de impactos sociales

El principal impacto social generado por la explotación de material pétreo de la cantera

“Piedras Rojas”, es el desarrollo de la Parroquia de Pintag, genera empleos para la

comunidad que mejorara su condición económica, es de destacar que la explotación

minera también acarreara problemas a la parroquia, como una mayor circulación

vehicular, mayor contaminación por ruido y polvo, por este motivo la explotación de la

cantera será responsable con la comunidad y el medio ambiente para minimizar los

impactos negativos.

7.4 Estimación de impactos ambientales

La explotación de materiales pétreos generará un cambio en el paisaje de la zona, en

donde hay montañas, dará paso a taludes que serán recuperados una vez haya terminado

la explotación minera.

El ruido que genera la explotación por uso de vehículos pesados es otro problema

ambiental que se deberá mitigar mediante mantenimientos preventivos a equipos y

maquinaria colocando barreras anti ruido en la trituradora de material pétreo.

El constante movimiento de vehículos generará la producción de polvo, que puede

ocasionar molestias a los trabajadores y a la comunidad aledaña, para lo cual se rociará

constantemente agua en los sectores donde se genere mayor cantidad de polvo.

7.5 Categorización de impactos

7.5.1 Matriz de Leopoldo

La matriz de Leopold es la relación que existe entre los impactos o alteraciones que puede

provocar un proyecto en los medios físicos, químicos, sociales y económicos.

146

La matriz es una tabla de doble entrada, en donde los factores ambientales se ubican en

las filas y las acciones que vayan a tener lugar que serán causa de los posibles impactos

se ubican en las columnas.

“Al marcar las casillas, se puede evitar la replicación innecesaria al concentrarse en los

efectos de primer orden de acciones específicas. Por ejemplo, "procesamiento mineral"

no se marcaría como que afecte a la "vida acuática", incluso si los productos de desecho

son tóxicos en ambientes acuáticos. El impacto acuático se cubriría con el

"emplazamiento de relaves", "derrames y fugas" u otras operaciones de procesamiento

que puedan conducir a la degradación del hábitat acuático” (Cárdenas, 2015, p. 55).

“Dentro de cada cuadro que representa una interacción significativa entre una acción y

un factor ambiental, coloque un número del 1 al 10 en la esquina superior izquierda para

indicar la magnitud relativa del impacto; 10 representa la mayor magnitud y 1, la menor.

En la esquina inferior derecha de la caja, coloque un número del 1 al 10 para indicar la

importancia relativa del impacto; de nuevo 10 es lo mejor”. (Cárdenas, 2015, p. 55).

La calificación de los impactos ambientales (positivos y negativos), que se producirán en

el área de influencia de la mina “Piedras Rojas” se realizara de la siguiente manera:

Magnitud

Figura 56: Calificación de impacto ( Fuente: Leopold, “A Procedure for Evaluating

Environmental Impact”)

147

Importancia

Figura 57:Calificación de impacto por importancia ( Fuente: Leopold, “A Procedure for

Evaluating Environmental Impact”)

A continuación, se presenta la matriz en donde se detallan los impactos ambientales

generados por la actividad extractiva de la mina “Piedras Rojas” y su respectiva

valoración (Anexo 5).

148

Tabla 74: Matriz de Leopold

7.5.2 Análisis de impactos de la matriz de Leopold

El método de la matriz de Leopold identifico el número de impactos ambientales posibles

en la cantera “Piedras Rojas”.

A. D

esm

ont

e

B. V

ias

de a

cces

o a

la m

ina

C. V

ia in

tern

a de

la m

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pat

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F. C

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A. P

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form

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B. B

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C. O

pera

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que

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mat

eria

l

D. C

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fica

cio

n de

mat

eria

l po

r

tam

año

po

r m

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dija

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A. C

argu

io

B. T

rasp

ort

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C. P

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aco

pio

A. P

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lado

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talu

des

B. R

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etac

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C. E

stab

iliza

cio

n fi

sica

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talu

des

de e

xplo

taci

on

D. R

emo

cio

n de

mat

eria

les

y

limpi

eza

del s

itio

A. Remocion de suelo o

capa organica

(-)1 2 (-)3 1

(-)2 1

(-)1 1

(-)1 1

(-)6 1

(-)1 1

(-)2 1

(+)8 3

B. Remocion de rocas(-)1

1(-)2

1(-)1

1(-)1

1(-)1

1(-)2

1(-)2

1(-)6

1C. Cambio de

caracteristicas fisico-

(-)1 1

(-)1 1

(-)1 1

(-)4 1

(+)9 4

(+)8 2

D. Cambio del uso del

suelo

(-)4 2

(-)1 1

(-)1 1

(+)1 1

E. Movimiento del maciso

rocoso

(-)1 1

(-)1 1

(-)1 1

(-)1 1

(-)3 1

(-)4 1

(+)1 1

F. Cambio de

geomorfologia

(-)2 1

(-)1 1

(-)3 1

(-)1 1

(-)1 1

(-)6 1

(+)5 1

(+)8 1

A. Calidad (Emision de

gases y particulas)(-)1

2(-)1

2(-)1

2(-)4

2(-)4

3(-)2

1(-)2

3(-)3

2

B. Generacion de ruido(-)1

1(-)2

2(-)2

2(-)4

3(-)6

3(-)1

1(-)1

1

A. Erosion(-)5

3(-)4

2(-)2

2(+)6

4(+)6

3(+)9

4

B. Sedimentacion (-)1

1(-)1

1(+)4

3

C. Estabilidad(-)5

3(+)4

4(+)4

3(-)3

3(+)4

4(+)4

5(+)8

4

A. Arboles(-)3

3(+)4

1

B. Arbustos(-)5

3(-)1

1(-)1

1(-)1

1(+)6

5

C. Hierva(-)6

4(-)1

1(-)1

1(-)1

1(-)1

1(+)8

5(+)8

3

A. Pajaros(-)2

3(-)1

1(-)1

1(-)1

1(-)1

1(-)1

1(+)7

5B. Animales terrestres

incluso reptiles

(-)6 4

(-)7 4

(-)1 1

(-)1 1

(-)1 1

(+)9 5

A. Espacios abiertos(-)6

3

B. Pasto(-)7

5(+)8

5(+)8

4

C. Agricultura(-)1

1A. Modificacion del

paisaje

(-)7 4

(-)4 2

(-)1 1

(-)1 1

(-)7 4

(+)6 4

(+)8 5

(+)6 5

(+)6 3

B. Contrastes visuales(-)7

4(-)5

5(-)3

2(+)5

4(+)8

4(+)5

4(+)7

4

C. Espacios abiertos(-)6

4

D. Reservas forestales(-)2

1

A. Estados de vida(-)7

5(+)5

4

B. Salud y seguridad(-)4

5(-)4

5(+)5

4

C. Empleo(+)4

5(+)2

2(+)2

2(+)2

2(+)2

3(+)2

2(+)2

2(+)2

2(+)4

5(+)2

2(+)2

2

A. Campamento (+)4 2

B. Red de trasporte (+)4 5

(+)6 3

(+)6 3

A. PREPARACION B. EXPLOTACION C. TRASPORTE DE MATERIAL D. RECUPERACION, CIERRE Y ABANDONO

1. T

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Car

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Evaluacion de impactos ambientales

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54 20 16 10 18 14 11 6 33 8 6 13 4 19 56 30 12

Afectacion (+)

Afectacion (-)

Importancia

Impactos Beneficos 20 28 0 0 45 34 4 0 24 0 4 22 0 89 402 187 62Valor (%) 7.3 32.6 0.0 0.0 86.5 85.0 19.0 0.0 15.3 0.0 44.4 43.1 0.0 100.0 100.0 100.0 100.0

Impactos Adversos 255 58 33 18 7 6 17 9 133 32 5 29 12 0 0 0 0

Valor (%) 92.7 67.4 100.0 100.0 13.5 15.0 81.0 100.0 84.7 100.0 55.6 56.9 100.0 0.0 0.0 0.0 0.0

Agregacion de impactos

149

La matriz se diseñó con 28 filas y 17 columnas, que da un total de 459 posibles impactos

ambientales que puede generar la explotación de la cantera.

Los impactos relevantes que se identificaron en la matriz de Leopold son 133, que permite

determinar el porcentaje de afectación que tiene la mina “Piedras Rojas” en el medio

ambiente, que de 29% respecto al total de posibles impactos.

Analizando la agregación de impactos podemos concluir que las actividades que más

daño causa al medio ambiente es preparación y explotación de la cantera, en donde los

efectos adversos superan en porcentaje a los beneficiosos, todo lo contrario, ocurre en el

cierre y abandono de la mina, en donde solo existen efectos beneficiosos para el medio

ambiente y la comunidad.

7.5.3 Análisis por etapas del proyecto “Piedras Rojas”

El análisis se realizará en función al medio más susceptible a alterarse identificado por la

matriz de Leopold.

Características físico-químicas

Etapa de preparación: Es una de las etapas que más factores negativos ocasiona

al medio ambiente, debido a que se debe remover la capa vegetal en vías de

acceso para poder llegar al material pétreo para explotarlo, la tierra se ve

afectada con una magnitud de -33, la atmosfera no se ve comprometida ya que

su afectación es solo de +4.

Etapa de explotación: La etapa de explotación es la que más factores negativos

ocasiona a el medio ambiente con una magnitud de -36, también ocasiona

problemas en la atmosfera, por la cantidad de polvo y ruido que genera su

explotación que tiene una magnitud de -22, los procesos de erosión y

sedimentación, la magnitud es de -3, que son daños leves al medio ambiente.

150

Trasporte de material: Es la etapa que más factores negativos ocasiona a la

atmosfera, por el ruido que genera los vehículos y el polvo que se levanta

cuando están en movimiento, su magnitud es de -9 en la atmosfera.

Recuperación, cierre y abandono: El proceso de recuperación de las

características físico químicas del área de explotación del sector son

fundamentales para poder llevar una minería responsable, la magnitud para

este caso +71, que nos dice que después de la explotación las áreas

intervenidas serán recuperadas en su totalidad.

Condiciones biológicas

Etapa de preparación: La fauna y flora en la preparación de la cantera deben

ser desplazaras lo que ocasiona la perdida de especies animales y de plantas

del área de influencia de la mina, su magnitud es de -29, en donde los más

afectados son los animales terrestres como reptiles que ya no podrán habitar

en este sector.

Etapa de explotación: Esta etapa no es tan perjudicial para la fauna y flora

debido a que en la etapa de preparación ya se realizó la mayor cantidad de

afectación, por lo tanto, su magnitud es de -12.

Trasporte de material: En esta etapa la fauna y flora casi ya no sufre un daño

adicional al de las etapas anteriores, su magnitud es de -4.

Recuperación, cierre y abandono: En esta etapa se procurará reincorporar las

especies de fauna y flora removidas por la explotación, esto generará un

impacto positivo en el medio ambiente tanto paisajístico como biológico, su

magnitud será de +42.

Factores culturales

151

Etapa de preparación: En esta etapa el uso del suelo será cambiado por lo que

tiene una afectación negativa de -14, también se afectara paisajísticamente y

los contrastes visuales de la zona con una magnitud de -22, pero también

existen beneficios en esta etapa, como es con la generación de empleo,

infraestructura, una mejor red de trasporte, con una magnitud de +16.

Etapa de explotación: En esta etapa la generación de empleo será beneficiosa

para la comunidad con una magnitud de +8.

Etapa de trasporte de material: La necesidad de personal capacitado para

manejar la maquinaria de la mina generara importantes fuentes de empleo,

tiene una magnitud de +10, un problema que surge en esta etapa es la salud y

seguridad del personal de la mina y de las comunidades aledañas por las

molestias y peligros que causa la circulación de maquinaria pesada, tiene una

magnitud de -4.

Recuperación, cierre y abandono: Es la etapa que el paisaje será recuperado y

se mejorara los contrastes visuales después de concluir con la explotación,

tendrá una magnitud de +48. El empleo y la seguridad de la mina se

mantendrán una vez finalizada la explotación como se detalla en el plan de

cierre, tiene una magnitud de +20.

152

7.5.4 Análisis de resultados.

Figura 58: Resumen de matriz de Leopold

El gráfico de sumatoria de impactos de la mina “Piedras Rojas”, muestra la sumatoria de

los diferentes impactos que genera el proyecto, y permite comparar la magnitud en las

diversas etapas de la mina, tanto magnitud negativa, positiva e importancia.

Proyecto Cantera "Piedras Rojas" Afectación Valores

de impacto

Impacto

(%)

Etapa de preparación (+) 37 22%

(-) 130 78%

Etapa de explotación (+) 10 12%

(-) 75 88%

Etapa de transporte (+) 10 33%

(-) 20 67%

Etapa de recuperación, cierre y abandono (+) 197 100%

(-) 0 0%

Tabla 75: Afectaciones a la cantera "Piedras Rojas"

0102030405060708090

Analisis de Resultados

153

La interpretación de la sumatoria de impactos permite obtener una visión clara y puntual

de la afectación del medio en cada etapa, respecto a la vida útil del proyecto.

La etapa de preparación es la más perjudicial para el medio ambiente, pero en contraste,

es la que empieza generando empleo en el sector, la actividad específica que más afecta

negativamente es el desmonte, que es la remoción de la capa vegetal para inicial la

explotación, además la importancia también es alta en el desmote debido a que genera un

gran impacto puntual en el área del desmonte.

En la etapa de recuperación, cierre y abandono es donde más afectos positivos causara el

proyecto al medio ambiente, debido a que se revegetara la zona intervenida y se

estabilizara los taludes, la importancia en esta etapa será local porque el paisaje y el

contraste será recuperado y la comunidad notara los cambios generados.

154

CAPITULO VII

8 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

8.1 Conclusiones

En el área de estudio se identificaron rocas andesíticas del volcánicos Antisana y auto

brechas que se generaron por al momento del movimiento del flujo de lava y también se

encontró cangagua, pero en una zona muy puntual, fuera de los límites de la concesión

minera, por lo que no afecta en la explotación del material pétreo.

La topografía en la cantera es irregular, la cota más elevada se encuentra a 3170

m.s.n.m y la cota inferior se encuentra a 3130 m.s.n.m.

Mediante el análisis minero geométrico, se calcularon que las reservas de material

industrialmente explotable de la mina son de 170400 metros cúbicos y no existe

sobrecarga debido a que el depósito se encuentra aflorando en su totalidad.

El material de la cantera es de buena calidad, la resistencia a la compresión simple es

de 300 a 400 Mpa, la abrasividad es del 27%, no tiene material orgánico, la absorción del

material grueso, que es de 4,75% mientras que el recomendado es del 3%, y en la

humedad que es de 3,98.

Los parámetros técnicos del diseño de la mina son:

Dirección de explotación de la cantera es S-N, con bancos de trabajo descendentes.

Profundidad de la cantera: 40m

Angulo de los taludes de trabajo: 75°

Angulo de talud de liquidación de bancos: 50°

Angulo de talud de liquidación del borde de la cantera: 40°

Altura de los bancos: 10m

Numero de bancos de liquidación: 4

Ancho de la plataforma de trabajo: 26m

155

Coeficiente de destape: 0

Se determinó que la calidad de roca en la cantera “Piedras Rojas”, es de 65, clase II

según la clasificación de Bieniawski, que es una roca de calidad buena.

Se realizó dos análisis para determinar la estabilidad de los taludes, el primero fue el

análisis de romana, en donde el talud 1 fue de clase II, que se caracteriza por la formación

de cuñas pequeñas, que pueden ser evitadas creando zanjas de coronación y colocando

malla de seguridad en caso de ser necesario, mientras que el talud 2 fue de clase III, que

se caracteriza por la creación de grades cuñas.

En el análisis de estabilidad de taludes según romana se determina que la roca se

encuentra en los rangos de estable a inestable, con unos de SRM que varían de 74 a 40

respectivamente. La clase II a la que pertenece la categoría estable con caídas esporádicas

de roca, y clase III en donde se formas cuñas de gran tamaño, mientras que, en el análisis

estereográfico, se trabajó con los dos taludes más peligrosos de la mina, el primero con

una dirección 40/0, y el segundo 40/90 y se determinó que son seguros y es improbable

que se produzca algún tipo de falla. Por lo que se decide realizar zanjas de coronación y

al pie en los taludes de liquidación, y colocar una malla para posibles deslizamientos de

roca, los pernos de anclaje se colocarán solo en caso de ser necesarios y en lugares

específicos de la mina.

El borde de liquidación de la cantera tiene un FS: 1.7, mientras que el recomendado

es de 1.5, entonces se puede concluir que la mina es segura para llevar a cabo trabajos

mineros con los parámetros geométricos descritos.

El método de explotación que mejor se adapta a las características geológicas,

geomecánicas, que brinda mayor seguridad es el Método de profundización longitudinal

por un borde.

156

La inversión para realizar el proyecto es de $214000, con un costo unitario de

extracción de 1m3 de material pétreo de $5,93.

Analizado el TIR y VAN, la rentabilidad proyectada del proyecto es de 53%, por lo

que se concluye, que es recomendable invertir en la Cantera de Material Pétreo “Piedras

Rojas”.

El plan de cierre de mina propuesto para la Cantera “Piedras Rojas”, es seguro y

económico a largo plazo, se rehabilitará las zonas intervenidas, los taludes se revegetarán,

el FS= 1.7, el plan propuesto para el pos cierre es la creación de una gran área útil que

sirva para posibles zonas urbanas en el futuro.

El análisis de impactos de la Cantera “Piedras Rojas”, se realizó con la matriz de

Leopold, en donde se encontró 459 impactos ambientales posibles y después del análisis

se concluyó que se generan 133, representando el 29% de los impactos totales posibles,

la actividad que más daño genera al medio ambiente es la preparación y la etapa que causa

más efectos positivos en la etapa de recuperación, cierre y abandono de la cantera.

157

8.2 Recomendaciones

Aplicar el sistema de explotación, que se ha diseñado en el estudio del proyecto, para

obtener la máxima rentabilidad con nomas técnicas de seguridad y cuidado ambiental.

Realizar una capacitación periódica al personal que trabaja en la mina, sobre los riesgos

en la mina, la importancia de utilizar equipo de seguridad, de las obligaciones y

responsabilidades con la cantera, para contar con personas altamente calificada que eviten

posibles accidentes laborales

Aplicar los parámetros técnicos en el cierre y pos cierre de mina para poder controlar,

mitigar y remediar los impactos ambientales que podría ocasionar la explotación de la

cantera al medio ambiente.

Realizar una reunión de todos los dueños de mina, para poder realizar estudios en

conjunto para poder delimitar el acuífero, además de quedar de acuerdo hasta que cota

van a explotar al yacimiento.

CAPITULO VIII

9 BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS

9.1 Bibliografía

9.1.1 Escrita

Añazco, L. (2017). “CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA Y DISEÑO DE TALUDES

EN LA CANTERA "CALIZAS HUAYCO". Guayaquil.

Cardenas, G. (2015). IMPLEMENTACIÓN DE MEDIDAS DE MITIGACIÓN DE

IMPACTOS AMBIENTALES, DEL ÁREA DE INFLUENCIA DIRECTA DE LA

MINA A CIELO ABIERTO “SAN JOSÉ”. Colombia.

Gaibor, D. (2016). “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DEL CAOLÍN EXISTENTE EN EL

ÁREA SINABAMBA, UBICADA EN LA PARROQUIA LA ASUNCION,

CANTÓN SAN JOSÉ DE CHIMBO, PROVINCIA DE BOLIVAR. Quito.

158

Hustrulid, W. (1998). OPEN PIT MINE PLANNING AND DESIGN. EEUU.

Leopolb, B. (1971). A procedure for Evaluating Environmental Impact. EEUU.

Les, H. (2009). Creating Lakes from Open Pit Mines: Processes and Considerations.

Canada.

Llumitaxi, D. (2018). “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LAS ARCILLAS

EXISTENTES EN EL ÁREA MINERA “ÁNGELES” ADJUDICADA A LA

EMPRESA FUENLABRADA CIA. Quito.

MECÁNICA-DE-ROCAS-I, E. D.-U. (2008). Catedra mecanica de rocas I. Quito.

MineraYanacocha. (2011). Plan de cierre de mina Proyecto Conga. Peru.

Parra, H. (2016). DESARROLLOS METODOLÓGICOS Y APLICACIONES HACIA EL

CÁLCULO DE LA PELIGROSIDAD SÍSMICA EN EL ECUADOR

CONTINENTAL Y ESTUDIO DE RIESGO SÍSMICO EN LA CIUDAD DE

QUITO. Madrid.

Proyecto Gramalote. (2010). PLAN DE CIERRE DE MINA GRAMALOTE. Peru.

Sosa, H. (1989). Tecnologia de la explotacion de minerales duros por el metodo cielo

abierto. Quito.

Toapanta, I. (2017). DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA CANTERA “LA

YUNGUILLA”. Quito.

Apuntes de Economía Minera-Ing. Adán Guzmán . (s.f.)

9.1.2 Digital

https://www.contextoganadero.com/ganaderia-sostenible/como-puede-contribuir-un-

ryegrass-hibrido-al-rendimiento-forrajero

http://www.picasso.com.ar/descripcion_pasto_ovillo.html

http://www.edumine.com/xtoolkit/xmethod/miningmethodgraphic.htm

159

9.2 Anexos

160

9.2.1 Anexo 1 Mapa topográfico

Cantera “Piedras Rojas”.

161

9.2.2 Anexo 2 Mapa geológico

Cantera “Piedras Rojas”

162

9.2.3 Anexo 3 Resumen de los resultados de los ensayos de calidad del material

163

164

165

166

167

168

9.2.4 Anexo 4 Parámetros de clasificación de RMR y su valoración

169

9.2.5 Anexo 5: Estaciones geomecánicas para el cálculo del RMR

PR

OY

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Muy Alta

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25-50

50-100

DIRECCIÓN DE BUZAMIENTO (º)

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LITOLOGÍA (2)

≥20, <60

≥60, <200

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≥1, <10 cm

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LITOLOGÍA (3)

Muy cerrada

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TIPO DE PLANO (1)

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VII Rugosa

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Muy blanda

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Altamente Meteorizada

Completamente Meteorizada

Suelo residual

Muy Rígida

Dura

100-250

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≥0,1, <0,25 mm

≥0,25, <0,50 mm

≥0,50, <2,50 mm

0,05-0,1

0,1-0,25

Agua fluyendo

SE

N

DIR

EC

CIÓ

N D

E

BU

ZA

MIE

NT

O

≥600, <2000

SE

N B

UZ

AM

IEN

TO

Media

≥3, <10

≥10, <20

Alta ≥10, <20

≥20

Separadas

NO

J17

5

0,25-0,5

>0,5

< 0,025

0,025-0,05

Ligeram húmedo

Húmedo

Goteando

Ad

Ad

Ad

Ad

Ad

Ad

J15

0

Ad

Ad

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lle

no

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Pro

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tació

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lud

.

TE

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S 8

4

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19

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ki, 1

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170

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III

III

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IIIIV

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NO

J2

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Ligeram húmedo

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Agua fluyendo

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Muy blanda

Débil

Firme

Rígida

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Completamente Meteorizada

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Mod. Meteorizada

IV Rugosa

Lig. Meteorizada

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Moderad. Abierta

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Separadas

Muy separadas

Extrm.Separadas

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50-100

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BUZAMIENTO (º)

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≥1, <3

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VI Pulida

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III Pulida

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39

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J2

20

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72

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J2

70

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NO

J2

70

70

NO

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73

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J3

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65

B

J3

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80

Extrem juntas.

Muy juntas

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Extrem. Blanda

Muy blanda

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Moder Dura

Fresca

Lig. Meteorizada

Mod. Meteorizada

Altamente Meteorizada

Completamente Meteorizada

Suelo residual

Muy Alta

Baja

Baja

Media

Alta

Muy Alta

Baja

Baja

171

PR

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III

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Muy Alta

Baja

Baja

Media

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Muy Alta

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J9

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J18

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V Lisa

VI Pulida

I Rugosa

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da

Muy ancha

Extrem ancha

Cavernas

II Lisa

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≥6000

< 20

Juntas

Moderm.Juntas

≥20

< 1

≥1, <3

≥3, <10

Separadas

Muy separadas

Extrm.Separadas

25-50

50-100

DIRECCIÓN DE BUZAMIENTO (º)

BUZAMIENTO (º)

Muy Dura

Extrem Dura

ES

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LITOLOGÍA (2)

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≥10, <100 cm

CA

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LITOLOGÍA (3)

Muy cerrada

Cerrada

Parcialm. Abierta

TIPO DE PLANO (1)

0,25-1,0

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Dura

ESPESOR (mm)

Pla

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VIII Lisa

Mod. Meteorizada

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Baja

Muy Rígida

Dura

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0,1-0,25

Agua fluyendo

SE

N

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CIÓ

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Ligeram húmedo

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67

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III

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67

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B

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0,25-0,5

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0,025-0,05

Ligeram húmedo

Húmedo

Goteando

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≥3, <10

≥10, <20

Alta ≥10, <20

≥20

Separadas

Muy Rígida

Dura

100-250

>250

≥0,1, <0,25 mm

≥0,25, <0,50 mm

≥0,50, <2,50 mm

0,05-0,1

0,1-0,25

Agua fluyendo

≥2,50, <10 mm

Muy blanda

Débil

Firme

Rígida

Seco

≥1 m

Altamente Meteorizada

Completamente Meteorizada

Suelo residual

ESPESOR (mm)

Pla

na

VIII Lisa

Mod. Meteorizada

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Lig. Meteorizada

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du

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VII Rugosa

IX Pulida

CA

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LITOLOGÍA (3)

Muy cerrada

Cerrada

Parcialm. Abierta

TIPO DE PLANO (1)

0,25-1,0

1,0-5,0

5,0-25

Dura

≥20, <60

≥60, <200

≥200, <600

≥1 cm

≥1, <10 cm

≥10, <100 cm

CA

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Abierta

Moderad. Abierta

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19

81

)

LITOLOGÍA (2)

Muy separadas

Extrm.Separadas

25-50

50-100

DIRECCIÓN DE BUZAMIENTO (º)

BUZAMIENTO (º)

Muy Dura

Extrem Dura

ES

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m)

(IS

RM

, 1

98

1)

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m)

(IS

RM

, 1

98

1)

≥2000,<6000

≥6000

< 20

Juntas

Moderm.Juntas

≥20

< 1

≥1, <3

≥3, <10

V Lisa

VI Pulida

I Rugosa

Esc

alo

na

da

Muy ancha

Extrem ancha

Cavernas

II Lisa

III Pulida

< 0,1 mm

58

B

J2

25

58

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J13

35

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B B

J19

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B

J2

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J2

15

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NO

J4

04

5

NO

J18

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B

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J18

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J2

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58

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60

NO

J1

23

43

B

J1

12

55

B

J9

87

0

Extrem juntas.

Muy juntas

< 1

≥1, <3

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Extrem. Blanda

Muy blanda

Blanda

Moder Dura

Fresca

Lig. Meteorizada

Mod. Meteorizada

Altamente Meteorizada

Completamente Meteorizada

Suelo residual

Muy Alta

Baja

Baja

Media

Alta

Muy Alta

Baja

Baja

173

9.2.6 Anexo 6: Diseño Cantera

“Piedras Rojas”

174

9.2.7 Anexo 7 Perfiles topograficos

para analisis minero geometrico

175

176

9.2.8 Anexo 8 Matriz de Leopold

A. Desmonte

B. Vias de acceso a la mina

C. Via interna de la mina

D. Adecuacion de patio

E. Zanjas de coronacion

F. Cunetas perimetrales

A. Plataformas de acceso

B. Bermas

C. Operaciones de arranque de

material

D. Clasificacion de material por

tamaño por medio de rendijas

A. Carguio

B. Trasporte

C. Patio de acopio

A. Perfilado de taludes

B. Revegetacion

C. Estabilizacion fisica de

taludes de explotacion

D. Remocion de materiales y

limpieza del sitio

A. R

emoc

ion

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elo

o

capa

org

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B. R

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A. E

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B. Se

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C. E

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A. A

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B. A

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C. H

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A. P

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C. A

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B. C

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C. E

spac

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D. R

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2 1

A. E

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B. Sa

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C. E

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)2 2

A. C

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B. R

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A. P

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C.

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RRE

Y AB

ANDO

NO1. Tierra

Caracteristicas o condiciones del medio suceptible a alterarse

Eval

uacio

n de

impa

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am

bien

tale

s

2. Fauna1. Usos del

terreno

2. Esteticos y de interes

humano3. Nivel cultural

4. Servicios e

infraestructura

A. Caracteristicas fisicas y quimicas B. Condiciones biologicas C. Factores culturales

2. Atmosfera 3. Procesos 1. Flora

48

220

1312

20

80

28

027

9259

19

7313

013

76

148

5312

59

60

00

0

5420

1610

1814

116

338

613

419

5630

12

Afec

taci

on (+

)

Afec

taci

on (-

)

Impo

rtan

cia

177