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7/21/2019 Plan de Minado Reina Cristina Nº4 Otro Ofertante
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CAPITULOI
1. ANTECEDENTES
1.1. BASE ADMINISTRATIVA Y LEGAL.
El presente estudio de Plan de Minado sobre la concesión minera “REINA
CRISTINA Nº 4” del titular la Empresa Minera RC S.A.C representado por Ye
Teng, se realiza en cumplimiento y concordancia de los Dispositivos Legales
Vigentes. Constitución Política del Perú, de 1993; Titulo III. Capítulo II del
Ambiente y Recursos Naturales, Artículos 66, 67 y 68.
Ley Nº 28611; Ley General del Ambiente.
Decreto Legislativo Nº 757; Ley Marco para el Crecimiento de la
Inversión Privada; Seguridad Jurídica en la Conservación del Medio
Ambiente.
Decreto Supremo Nº 014-92EM; Texto Único Ordenado de la LeyGeneral de Minería del 04/06/92.
Decreto Supremo Nº 044-98-PCM; Reglamento Nacional para la
Aprobación de Estándares de Calidad Ambiental y Límites Máximos
Permisibles.
D.S. Nº 016-91-EM; Reglamento para la Protección Ambiental en la
Actividad Minero-Metalúrgica (01/05/93).
Decreto Supremo Nº 059-93 EM; Modificación del Reglamento delTítulo.
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Décimo Quinto del Texto Único Ordenado de la Ley General de Minería.
Ley Nº 27651; Ley de Formalización y Promoción de la Pequeña
Minería y la Minería Artesanal (24/01/2002).
Decreto Supremo Nº 013-2002 EM; Reglamento de la Ley deFormalización y Promoción de la Pequeña Minería y Minería Artesanal.
Decreto Ley 17752; del 24/06/69; Ley General de Aguas y sus
Reglamentos aprobado con D.S. Nº 07-82-S.A.
R.M. Nº 035 – 95-EM/DGAA; del 26/09/95, Guías Ambientales como
lineamientos para la Elaboración de Estudios de Impacto Ambiental y
Programas de Adecuación y Manejo Ambiental dentro del subsector
minero.
R.M. Nº 011-96-EM/VMM; Niveles Máximos Permisibles para Efluentes.
Líquidos minero-metalúrgicos (13/01/96).
R.M. Nº 315-96-EM/VMM; Niveles Máximos Permisibles de
elementos y compuestos presentes en Emisiones Gaseosas Provenientes
de las Unidades minero-metalúrgicas.(19/07/96).
D.S. Nº 074-2001 PCM; Estándares Nacionales de Calidad Ambiental del
Aire.
D.S. Nº 085-2003 PCM; Estándares Nacionales de Calidad Ambiental de
Ruidos.
D.S. N° 016-93-EM (Art. 7°, numeral 2°) (01-05-93).
R.M. N° 188-97-EM/VMM (Art. 1° y 2°) (16-05-97).
D.S. N° 046-2001-EM Art. 25° del 177° al 200° , 283° y 288° (26-07-01).
Ley N° 27444 (Art. 35°) (11-04-01).
1.2. DERECHO MINERO
La concesión minera “Reina Cristina Nº4”, con código N° 030012106, está ubicado
en el paraje Cocabal, Distrito de Santa Rosa, Provincia de Pallasca, Departamento
de Ancash.
La extensión de la Concesión Minera es de 718.2267 Ha. Las coordenadas UTM de
la Concesión Minera “Reina Cristina Nº4” con código N° 030012106, son las
siguientes:
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El área de implementación del proyecto abarca de ese total solo 13.6 Ha.
Vertices Coordenadas UTM
Norte Este
1 9 059 688.76 816 298.55
2 9 054 690.79 816 527.02
3 9 054 619.83 814 975.014 9 054 758.70 814 990.71
5 9 055 222.70 814 942.03
6 9 055 642.23 815 030.25
7 9 056 077.20 814 947.45
8 9 056 520.74 815 183.69
9 9 056 946.70 815 154.90
10 9 057 766.59 814 951.19
11 9 058 477.77 815 032.55
12 9 058 811.77 814 962.72
13 9 059 130.00 814 710.65
14 9 059 432.71 814 675.56
15 9 059 609.72 814 569.49
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Tal como se muestra en el plano:
1.2. ACCESO
La vía de acceso de la Concesión Minera “Reina Cristina Nº4” materia de estudio
es por vía terrestre. Partiendo de la ciudad de Lima, se llega primero a la ciudad de
Chimbote, luego hay que partir hacia la Provincia de Pallasca, donde se halla
ubicado la Concesión Minera “Reina Cristina” materia del presente estudio.
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De Vía Distancia(Km)
Lima – Chimbote Asfaltada 440Chimbote – Santa Asfaltada 35
Santa – Concesión Minera Asfaltada 99
CENTROS POBLADOS Y DISTRIBUCIÓN.
- Ancos, ubicado a 10 km. aproximadamente del proyecto.
- Chuquicara, ubicado a 30 km. aproximadamente del proyecto.
- La capital Santa Rosa, ubicado a 20 km. aproximadamente del proyecto.
Se indica el ÁREA DE INFLUENCIA DIRECTA DEL PROYECTO, esta
circunscrita a toda la extensión de la Concesión Minera.
Los criterios considerados para la delimitación del área de influencia directa e
indirecta, han sido: la cercanía de los caseríos y distritos a la zona de
implementación del proyecto, los lugares de donde se aprovisionará de mano de
obra no calificada, las compras de víveres y de agua potable para el personal, el
alcance de los impactos económicos y sociales del proyecto. El área indirecta
seria los centros poblados de Ancos, Chuquicara, todo el distrito de Tauca, todo
el departamento de Ancash y la capital de la república.
SITUACIÓN ECONÓMICA Y ACTIVIDADES
En la zona de implementación del proyecto conforme a los datos estadísticos del
INEI se observa una situación de pobreza, carencia de empleo, necesidades
básicas insatisfechas.
USOS ACTUALES DE LOS RECURSOS
- Tierra. Actualmente los pobladores de la zona se dedican a la agricultura en
secano, en pequeñas parcelas de terrenos, pues no existen condicionesapropiadas para desarrollar una actividad agrícola a gran escala.
- Agua. Las fuentes de agua existentes son utilizadas para el riego de sus
sembríos en las partes donde existen canales de irrigación, pero la presencia de
estos canales es muy escasa, por lo que el agua de la zona viene a formar parte
de las cuencas hidrográficas de los ríos que conducen el agua hacía la costa.
DEFINICIÓN DEL ÁREA DE ESTUDIO SELECCIONADA
El área para el proyecto ha sido seleccionada teniendo en cuenta la ubicación de
los afloramientos de las vetas de carbón antracita, esta zona presenta pendientes
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bien pronunciadas que alcanzan hasta 70° en algunas partes, los suelos son
bastante delgados donde predominan la presencia de los litosoles, lo que
dificulta la presencia de una actividad agrícola a gran escala, la presencia de
canales de regadío para los cultivos es escasa y los agricultores que siembran sus
productos realizan sus actividades agrícolas en secano.
Los cultivos principales son frutas, especialmente cítricos como naranjas, limas
y otros como granadilla, paltas, manzanas.
PROXIMIDAD A ÁREAS NATURALES PROTEGIDAS
En la zona de implementación del proyecto no existen áreas naturales protegidas
por el estado, tampoco existe la presencia de especies de fauna en peligro de
extinción, ni existen recursos arqueológicos.
1.3. DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO.
1.3.1 RECURSOS MINERALES.
GEOLOGÍA REGIONAL Y LOCAL.
El territorio estudiado se encuentra en la Vertiente del Pacífico y
comprende sectores de la costa y sierra del departamento de Ancash.
FLANCO DISECTADO DE LOS ANDES
Esta unidad se extiende entre las pampas costaneras y el borde altiplano,con altitudes que varían de 200 a 3500 m. Esta esculpida en rocas
volcánicas y sedimentarias cuyas edades ven desde el Jurasico superior
hasta el Terciario inferior, y en rocas intrusivas del batolito andino.
Esta unidad se caracteriza por su fuerte y por estar intensamente
disectada por numerosos valles profundos que corren generalmente de
Noreste a Suroeste. Todos los valles son jóvenes con sección transversal
en “V”, pisos estrechos, fuerte gradiente; solo en sus tramos inferiores,
correspondientes a las pampas costaneras, adquieren gran amplitud y sus
cauces tienen gradientes moderados.
ESTRATIGRAFÍA
La columna estratigráfica en los cuadrángulos mapeados comprende una
secuencia de rocas sedimentarias y volcánicas que en edad van desde el
Triásico superior hasta el Cuaternario reciente.
JURASICO SUPERIORFormación Chicama
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Bajo esta denominación, asignada por Sttapenbeck (1929), describimos
una gruesa serie sedimentaria compuesta principalmente de lutitas
pizarrosas, lutitas arenosas y ocasionales horizontes de areniscas.
El conjunto se presenta cortado por diques y sills de andesita y diabasa,
así como por pequeños cuerpos de granodiorita y diorita a biotita de
grano fino.
Por su poca resistencia a los agentes de intemperismo dará lugar un
relieve de formas topográficas suaves, en el que destacan pequeñas
colinas formadas por lutitas y areniscas más compactadas.
Hacía el doble de la formación se encuentra en aparente concordancia un
delgado lecho conglomerádico, al que suceden capas de cuarcitas blancas
de la formación Chimú.
Las rocas de la formación Chicama se hallan en general poco expuestas y
parecen corresponder, de acuerdo a su contenido faunístico, a la parte
inferior de la secuencia típica descrita por Stappenbeck. La formación
Chicama tiene una potencia de 1660 m., sin embargo por el motivo
expuesto líneas arriba consideramos este espesor solamente aproximado.
La sección consiste de una serie bien estratificada de lutitas, areniscas,
cuarcitas y feldespáticas, volcánicos andesiticos y algunos bancos de
calizas recristalizadas. La serie se halla cortada por numerosos diques de
naturaleza andesítica, dacítica y filones de calcita. Hacia el contacto con
el intrusivo granodiorítico, las rocas se hallan fuertemente silicificadas.
Las lutitas constituyen la mayor parte de la secuencia mencionada, donde
tonos gris oscuro, verde, marrón y blanquecino, eventualmente se hallan
enrojecidas por limotización, observándose ocasionalmente niveles
eolíticos con concreciones ovoides; presentan fuerte fragilidad en capasde 1mm y ruptura con fractura concoidea y astillosa.
Las areniscas son generalmente blanquecinas y también en cremas,
amarillentas y verdes de grano fino y medio, la matriz es calcárea o
tufácea, mayormente se presentan bien estratificadas en capas delgadas y
ocasionalmente bandeadas. Las cuarcitas son grises blanquecinas, de
grano fino, estratificadas de capas de 10 a 20 cm.
Las calizas son grises mayormente recristalizadas y estratificadas encapas delgadas. Los volcánicos consiste en derrames andecíticos a veces
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fuertemente sálificados y tufos riolíticos que se intercalan dentro de la
serie sedimentaria, en algunos casos por su textura fina y metamorfismo
es difícil diferenciarlos de las rocas pelíticas.
NEOCOMIANO – APTIANO
Formación Chimú
Regionalmente la formación Chimú está constituida por paquetes
generalmente gruesos de areniscas y cuarcitas blancas, grises hasta
pardas de grano fino a grueso y formas sub redondeadas, con
intercalaciones de lutitas pizarrosas de estratificadas delgadas y colores
generalmente oscuros. En algunas áreas se aprecia un miembro medio
lutáceo; lechos cuarcíticos con estratificación cruzada son bastante
comunes.
La gran resistencia de las ortocuarcitas a la erosión determina que sus
afloramientos formen cerros prominentes, alargados según el rumbo de
las capas que destacan en las topografías suaves de las lutitas adyacentes.
La formación Chimú es de gran interés económico por cuanto en sus
niveles arenosos se presentan intercalaciones de carbón de tipo
antracítico.
Formación Santa
En el presente estudio consideramos como formación Santa a una serie
dominante rutácea q ocupa igual posición estratigráfica.
En los cuadrángulos estudiados la formación ha sido cartografiada
conjuntamente con la formación Carhuaz (suprayacente) debido a su
escaso grosor y su similitud litológica.La formación santa se compone en la parte inferior de una serie de
interestratificadas de lutitas negras a gris oscuras y calizas arcillosas
negras, que pasan hacia la parte superior a lutitas oscuras con
intercalaciones de limonitas y ocasionales capas de caliza.
Relaciones Estratigráficas: La unidad se presenta sobreyaciendo
concordantemente a las cuarcitas Chimú. Su contacto superior con laformación Carhuaz es concordante y queda encima de los últimos
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horizontes calcáreos que se encuentran en la parte alta de la secuencia.
CUATERNARIO
Depósitos Aluviales
El material aluvial consiste de gravas, arenas y arcillas generalmente mal
clasificada; las gravas se componen de elementos subangulosos sub
redondeadas de diversos tipos de roca, gravas de elementos redondeados
se encuentran en gran proporción en los lechos de los ríos actuales.
El yacimiento se emplaza principalmente en la parte superior de la
Formación Oyón y en la parte inferior de la Formación Chimú.
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
Las estructuras de carácter regional que controlan las capas de carbón son
anticlinales y sinclinales cuyos ejes tienen orientación NO-SE. Las capas
de carbón tienen un rumbo general NO-SE y N-S con buzamientos de
60° - 75° al NE y SO.
En la concesión minera “Reina Cristina” hay cinco (05) mantos
principales conocidos, con un ancho promedio de 0.80 m. en cada manto.
Existen indicadores de que hay más mantos, pero falta un mapeo
detallado para identificar la cantidad exacta.
GEOLOGÍA ECONÓMICA.
En la concesión minera afloran rocas sedimentarias de las formaciones
Chimú y Oyón. La formación Chimú, del Jurasico Superior consiste en
bandas delgadas de lutitas carboníferas, de color gris mediano a oscuro
intercaladas con mantos de carbón antracita.
Los depósitos por lo general son series productivas de 100 a más de 200
m. de potencia con varios mantos paralelos, y con decenas de kilómetros
de longitud. Están ubicados a lo largo de la transición entre la formación
Jurásica Oyón y Cretácea Chimú.
Los mantos de carbón están asociados con lutitas y se encuentran en
ambas formaciones. La formación Oyón está compuesta por sedimentos
clásicos como lutitas, lodolitas y areniscas finas. Los mantos en la
formación Chimú son más numerosos y se agrupan junto con lutitas y poca arenisca en varios paquetes de algunos metros de espesor, separados
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entre sí por varias decenas de metros de cuarcitas.
El grosor conjunto de los mantos explotables en un paquete excede a 5.0
m. Las longitudes de mantos varían de pocos centenares de metros a
varios kilómetros. Por ejemplo en Alto Chicama, los mantos principales
se prolongan por decenas de kilómetros.
La mayoría de los mantos carboníferos son verticales y sub verticales,
muchas veces invertidos. Por lo general, los rumbos son paralelos a los
Andes; en el departamento de La Libertad, la serie carbonífera se bifurca
presentando también rumbos transversales.
Los mantos de la formación Oyón se encuentran más afectados por el
tectonismo que los de la formación Chimú. La deformación resultante es
más pronunciada en los vértices que en los flancos de los anticlinales. El
carbón molido y mezclado con lutitas se denomina cisco.
El carbón de la cubeta occidental fue convertido en su mayor parte en
antracita. Las pocas áreas en donde se presenta la hulla, están ubicadas
cerca del Arco Marañón y en lugares con magmatismo reducido, como
por ejemplo en Oyón, departamento de Lima.
1.3.2 ESTIMACIÓN DE RECURSOS Y RESERVAS MINERALES.
Hay cinco mantos conocidos con un promedio de 0.80 metros cada uno,
estos mantos conocidos en unos 1000 metros desde Cocabal al Sureste y
pueden continuar hasta el límite del Derecho Minero, es necesario explorar
para saber los límites.
Usando estos parámetros y un peso específico de 1.70 para la antracita la
mina tiene un potencial de reserva de carbón del orden de:
- RESERVAS PROBADAS : 50 000 TMS.- RESERVAS PROBABLES : 50 000 TMS.
- TOTAL RESERVAS : 100 000 TMS.
1.3.3 RUTA DE ACARREO.
Para el acarreo del carbón antracita a producir, se hará usando carros
mineros tipo U-35 y para ello la galería contará con una pendiente positiva
de 0.5% y su respectiva cuneta lateral de conducción de agua de mina (en la probabilidad que aparezca porque actualmente es seco).
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1.3.4 ESTIMADO DE PRODUCCION.
Se estima producir 20 toneladas de carbón antracita por día.
1.3.5 GENERACIÓN DE SUBPRODUCTOS.
Los subproductos a generar van a ser básicamente, desmontes de mina,
material de desecho de las herramientas utilizadas, residuos sólidos
domésticos.
1.3.6 VIDA ESTIMADA DE LA MINA.
La vida estimada de la mina es de 15 años, la misma que se puede ampliar
dependiendo del plan de exploraciones que adopte la empresa.
1.3.7 INSTALACIONES DE PROCESAMIENTO.
El presente proyecto no contempla realizar actividades de procesamiento
alguno.
1.3.8 GEODINÁMICA.
El territorio del proyecto, debido a su accidentada fisiografía y diversidad de
condiciones climáticas, está afectado por diversos procesos geodinámicos
activos. Este hecho es particularmente notable en este sector. Los fenómenosgeodinámicos en el área de estudio se manifiestan en forma de
deslizamientos de tierras, flujos de lodo o huaycos, inundaciones, entre
otros. Los factores naturales causantes de los procesos geodinámicos
contemporáneos que se presentan en el área de estudio, son los siguientes:
Alta precipitación pluvial, Procesos de meteorización,
Presencia de rocas débiles, Acumulación de grandes masas de suelo y Terrenos accidentados de pendientes pronunciadas.
Entre los agentes y factores artificiales generados por el hombre, se citan los
siguientes:
Destrucción de la cobertura vegetal,
Agresión al talud natural del terreno, por construcción de vías
carrozables, canales de irrigación, etc.,
Canales de irrigación sin revestimiento, etc.
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De los agentes naturales antes señalados, la precipitación pluvial es el más
importante en cuanto a la estabilidad de las laderas. Es característico en
los paisajes andinos que durante las estaciones lluviosas o inmediatamente
después de ellas (marzo-abril), cuando se sobrealimentan los acuíferos
subterráneos, se reduce la estabilidad de zonas críticas y aumenta la
posibilidad de ocurrencia de deslizamientos y derrumbes. Las lluvias de
mayor intensidad influyen con un gran potencial erosivo sobre la superficie.
Los terremotos contribuyen a los procesos de desestabilización de taludes,
iniciando nuevos deslizamientos o reactivando los existentes.
Los principales procesos geodinámicos se describen a continuación.
1.3.4. CONDICIONES HIDROGEOLÓGICAS.
Las condiciones hidrogeológicas del área de estudio presentan diversas
particularidades tanto en la posición altimétrica como planimétrica. Entre
los principales factores que actúan en la diversificación de dichas
condiciones se tiene:
INTENSIDAD DE LAS PRECIPITACIONES PLUVIALES. Características litológicas primarias de las formaciones rocosas y de suelos;
tales como granulometría, porosidad, estratificación, etc.
Estado de conservación del macizo rocoso, grados de alteración y de
fracturamiento, etc.
Control de los patrones estructurales: fallas, pliegues, contactos.
Distribución del sistema de drenaje, etc.
Una de las principales manifestaciones de aguas subterráneas son los
manantiales. A continuación se describen las particularidades litológicas de
las formaciones y su relación con las condiciones hidrogeológicas.
Los diferentes tipos de suelo, de origen detrítico, por su granulometría
relativamente gruesa (gravas y cantos con relleno areno- limoso-arcilloso),
son generalmente muy porosos y permeables y actúan como capa
absorbente. Sin embargo, su espesor en las laderas de los cerros
generalmente no supera las primeras decenas de metros, siendo en este caso
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despreciable su influencia como agente regulador de las aguas. Las rocas
volcánicas compuestas por esquistos son poco porosas, no obstante su
estructura foliada es poco permeable. El grupo Pucará está constituido
principalmente por calizas de grano fino. Estas calizas están afectadas por
procesos cárasticos y forman cavernas y dolinas por donde circulan y
percolan las aguas de lluvia hacia los horizontes subyacentes.
El área de estudio está ligada a diversos procesos tectónicos como
fallamiento y plegamento, sobreimpuestos por procesos volcánicos y
geodinámicos externos; los que han modelado el relieve actual,
diferenciándose el relieve cordillerano y las laderas.
El relieve cordillerano se encuentra moldeado sobre secuencias volcánicas y
se caracteriza por presentar una morfología bastante agreste, incidido por
una red de drenaje dentrítica con quebradas de corto recorrido y
conformado por cerros escarpados, llegando en algunos casos a más de 4,500
m.s.n.m.
El relieve de laderas, constituye los flancos de los diferentes valles. Presenta
pendientes diversas que generalmente oscilan entre 38° y 65°, estando en
función a la litología dominante en el área.
Geológicamente en la zona de estudio, con fines hidrogeológicos se han
determinado formaciones del Sistema Cuaternario, como los depósitos
aluviales y glaciofluviales, así mismo las formaciones del Sistema
Denoviano, como los de Mitu y Calipuy.
Los depósitos aluviales están constituidos por materiales arrastrados por los
ríos y depositados a lo largo de su trayecto formando lechos, terrazas y
llanuras de inundación.
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CAPITULO II
2.1. DESCRIPCIÓN DE ACTIVIDADES A REALIZAR
2.1.1. GENERALIDADES.
UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD AL PROYECTO.
La Concesion Minera “Reina Cristina Nº 4”, se u bica en el Distrito de
Santa Rosa, Provincia de Pallasca, Departamento de Ancash. La Concesión
Minera “Reina Cristina Nº 4”, se u bican catastralmente en las coordenadas
UTM corresponden a la Zona 17L, pertenecientes a la Carta Nacional hojas
17 G. A cuyas coordenadas de Catastro y Titularidad son las siguientes:
“REINA CRISTINA Nº 4”
VERTICE NORTE ESTE
V01 9 059 688.76 816 298.55
V02 9 054 690.79 816 527.02
V03 9 054 619.83 814 975.01
V04 9 054 758.70 814 990.71
V05 9 055 222.70 814 942.03
V06 9 055 642.23 815 030.25
V07 9 056 077.20 814 947.45
V08 9 056 520.74 815 183.69
V09 9 056 946.70 815 154.90
V10 9 057 766.59 814 951.19
V11 9 058 477.77 815 032.55
V12 9 058 811.77 814 962.72
V13 9 059 130.00 814 710.65
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V14 9 059 432.71 814 675.56
V15 9 059 609.72 814 569.49
2.1.2. GEOMORFOLOGÍA.
FISIOGRAFÍA.
La fisiografía del área del proyecto corresponde en general, a una zona
occidental de formas llanas, una central de perfiles abruptos. La segunda
parte abarca gran parte del flanco disectado de los andes, es de topografía
escarpada con valles profundos y encañonados que descienden con fuerte
pendiente hacia la costa. Esta región ha sido afectada por erosión glaciar
y fluvial que han dado origen a valles que en la actualidad se encuentra
en proceso de encañonamiento.
GEOLOGÍA.
1. GEOLOGÍA GENERAL.
El territorio estudiado se encuentra en la Vertiente del Pacífico y
comprende sectores de la costa y sierra del departamento de Ancash.
FLANCO DISECTADO DE LOS ANDES.
Esta unidad se extiende entre las pampas costaneras y el borde
altiplano, con altitudes que varían de 200 a 3500 m.
Esta esculpida en rocas volcánicas y sedimentarias cuyas edades van
desde el Jurasico superior hasta el Terciario inferior y en rocas
intrusivas del batolito andino.
Esta unidad se caracteriza por su fuerte y por estar intensamente
disectada por numerosos valles profundos que corren generalmente
de Noreste a Suroeste. Todos los valles son jóvenes con sección
transversal en “V”, pisos estrechos, fuerte gradiente; solo en sus
tramos inferiores, correspondientes a las pampas costaneras,
adquieren gran amplitud y sus cauces tienen gradientes moderados.
ESTRATIGRAFÍA
La columna estratigráfica en los cuadrángulos mapeados comprende
una secuencia de rocas sedimentarias y volcánicas que en edad vandesde el Triásico superior hasta el Cuaternario reciente.
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JURASICO SUPERIOR
Formación Chicama
Bajo esta denominación, asignada por Sttapenbeck (1929),
describimos una gruesa serie sedimentaria compuesta
principalmente de lutitas pizarrosas, lutitas arenosas y
ocasionales horizontes de areniscas.
El conjunto se presenta cortado por diques y sills de andesita
y diabasa, así como por pequeños cuerpos de granodiorita y
diorita a biotita de grano fino.
Por su poca resistencia a los agentes del intemperismo da
lugar un relieve de formas topográficas suaves, en el que
destacan pequeñas colinas formadas por lutitas y areniscas
mas compactadas.
Hacia el tope de la formación se encuentra en aparente
concordancia un delgado lecho conglomerádico, al que
suceden capas de cuarcitas blancas de la formación Chimú.
Las rocas de la formación Chicama se hallan en general poco
expuestas y parecen corresponder, de acuerdo a su contenido
faunístico, a la parte inferior de la secuencia típica descrita
por Sttappenbeck. La formación Chicama tiene una potencia
de 1660 m, sin embargo por el motivo expuesto líneas arriba
consideramos este espesor solamente aproximado.
La sección consiste de una serie bien estratificada de lutitas,
areniscas, cuarcitas y feldespáticas, volcánicos andesiticos y
algunos bancos de calizas recristalizadas. La serie se halla
cortada por numerosos diques de naturaleza andesítica,dacítica y filones de calcita. Hacia el contacto con el intrusivo
granodiorítico, las rocas se hallan fuertemente silicificadas.
Las lutitas constituyen la mayor parte de la secuencia
mencionada, son de tonos gris oscuro, verde, marrón y
blanquecino, eventualmente se hallan enrojecidas por
limotización, observándose ocasionalmente niveles eolíticos
con concreciones ovoides; presentan fuerte fragilidad en capasde 1 mm y ruptura con fractura concoidea y astillosa.
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Las areniscas son generalmente blanquecinas y también
cremas, amarillentas y verdes de grano fino a medio, la matriz
es calcárea o tufácea; mayormente se presentan bien
estratificadas en capas delgadas y ocasionalmente bandeadas.
Las cuarcitas son grises blanquecinas, de grano fino,
estratificadas en capas de 10 a 20 cm. Las calizas son grises,
mayormente recristalizadas y estratificadas en capas delgadas.
Los volcánicos consiste en derrames andesiticos a veces
fuertemente salificados y tufos riolíticos que se intercalan
dentro de la serie sedimentaria, en algunos casos por su
textura fina y metamorfismo es difícil diferenciarlos de las
rocas pelíticas.
NEOCOMIANO – APTIANO
Formación Chimú
Regionalmente la formación Chimú está constituida por
paquetes generalmente gruesos de areniscas y cuarcitas
blancas, grises hasta pardas de grano fino a grueso y formas
sub redondeadas, con intercalaciones de lutitas pizarrosas de
estratificadas delgadas y colores generalmente oscuros. En
algunas áreas se aprecia un miembro medio lutáceo; lechos
cuarcíticos con estratificación cruzada son bastante comunes.
La gran resistencia de las ortocuarcitas a la erosión determina
que sus afloramientos formen cerros prominentes, alargados
según el rumbo de las capas que destacan en las topografías
suaves de las lutitas adyacentes.
La formación Chimú es de gran interés económico por cuantoen sus niveles arenosos se presentan intercalaciones de
carbón de tipo antracítico.
Formación Santa
En el presente estudio consideramos como formación Santa a
una serie dominante rutácea q ocupa igual posición
estratigráfica.
En los cuadrángulos estudiados la formación ha sidocartografiada conjuntamente con la formación Carhuaz
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(suprayacente) debido a su escaso grosor y su similitud
litológica.
La formación santa se compone en la parte inferior de una
serie de interestratificadas de lutitas negras a gris oscuras y
calizas arcillosas negras, que pasan hacia la parte superior a
lutitas oscuras con intercalaciones de limonitas y ocasionales
capas de caliza.
Relaciones Estratigráficas: La unidad se presenta
sobreyaciendo concordantemente a las cuarcitas Chimú. Su
contacto superior con la formación Carhuaz es concordante y
queda encima de los últimos horizontes calcáreos que se
encuentran en la parte alta de la secuencia.
CUATERNARIO
Depósitos Aluviales
El material aluvial consiste de gravas, arenas y arcillas
generalmente mal clasificada; las gravas se componen de
elementos subangulosos sub redondeadas de diversos tipos de
roca, gravas de elementos redondeados se encuentran en gran
proporción en los lechos de los ríos actuales.
2. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL.
Las estructuras de carácter regional que controlan las capas de carbón
son anticlinales y sinclinales cuyos ejes tienen orientación NO-SE.
Las capas de carbón tienen un rumbo general NO-SE y N-S con
buzamientos de 60° - 75° al NE y SO.
El fallamiento inverso es el más importante y tiene la mismaorientación que los pliegues. Los planos de falla generalmente se
inclinan hacia el SW, coincidiendo con la asimetría de los pliegues, lo
cual nos sugiere que la orientación de los esfuerzos compresivos, en
esta parte de la región ha sido de Suroeste a Noreste.
Las fallas de tipo normal tienen rumbo variable entre 30° N – 40° E y
afectan tanto a los pliegues como a las fallas normales son más
jóvenes que las inversas.
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En la Concesion Minera “Reina Cristina” de Minera RC S.A.C., hay
cinco (05) mantos principales conocidos, con un ancho promedio de
0.80 m. en cada manto.
Existen indicadores de que hay mantos, pero falta un mapeo detallado
para identificar la cantidad exacta.
3. GEOLOGÍA ECONÓMICA.
En la concesión minera afloran rocas sedimentarias de las
formaciones Chimú y Oyón. La formación Chimú, del Jurasico
Superior consiste en bandas delgadas de lutitas carboníferas, de color
gris mediano a oscuro intercaladas con mantos de carbón antracita.
Los depósitos por lo general son series productivas de 100 a más de
200 m. de potencia con varios mantos paralelos, y con decenas de
kilómetros de longitud. Están ubicados a lo largo de la transición
entre la formación Jurásica Oyón y Cretácea Chimú.
Los mantos de carbón están asociados con lutitas y se encuentran en
ambas formaciones. La formación Oyón está compuesta por
sedimentos clásicos como lutitas, lodolitas y areniscas finas. Los
mantos en la formación Chimú son más numerosos y se agrupan
junto con lutitas y poca arenisca en varios paquetes de algunos metros
de espesor, separados entre sí por varias decenas de metros de
cuarcitas.
El grosor conjunto de los mantos explotables en un paquete excede a
5.0 m. Las longitudes de mantos varían de pocos centenares de
metros a varios kilómetros. Por ejemplo en Alto Chicama, los mantos
principales se prolongan por decenas de kilómetros.
La mayoría de los mantos carboníferos son verticales y sub verticales,muchas veces invertidos. Por lo general, los rumbos son paralelos a
los Andes; en el departamento de La Libertad, la serie carbonífera se
bifurca presentando también rumbos transversales.
Los mantos de la formación Oyón se encuentran más afectados por el
tectonismo que los de la formación Chimú. La deformación resultante
es más pronunciada en los vértices que en los flancos de los
anticlinales. El carbón molido y mezclado con lutitas se denominacisco.
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El carbón de la cubeta occidental fue convertido en su mayor parte en
antracita. Las pocas áreas en donde se presenta la hulla, están
ubicadas cerca del Arco Marañón y en lugares con magmatismo
reducido, como por ejemplo en Oyón, departamento de Lima.
4. HIDROLOGÍA
El río Ancos que atraviesa la zona de la concesión en su extremo
noreste es el colector de este sector del distrito de Santa Rosa; nace
de la unión de los ríos Ashoc y Pampacocha en la zona de El
Porvenir. Desembocando río abajo en el río Tablachaca.
El resto del escurrimiento superficial de la zona está constituido por
cursos de régimen estacional y recorrido corto, con aéreas de captura
relativamente pequeñas. El escurrimiento superficial está
representado por cursos de corta longitud, con aéreas de captura de
relativa extensión y régimen estacional que drenan las laderas de altas
pendientes, predominantes en la zona, en especial por la quebrada
Niña Mulata.
La infiltración es muy baja debido a la naturaleza impermeable de las
rocas que predominan en la zona e igualmente por el alto contenido
de texturas finas presentes en el manto de alteración superficial. No
hay presencia de acuíferos en la zona de la concesión minera.
Los cursos de aguas en las zonas de ambas concesiones son
temporales, solo se presentan en los tiempos de fuertes avenidas, es
decir entre los meses de Diciembre a Marzo cuando las lluvias son
demasiadas torrenciales en las serranías de la zona en estudio.
5. SISMICIDAD.Para poder realizar la evaluación del peligro sísmico es necesario
conocer el lugar del emplazamiento, donde se quiere realizar la
evaluación, también conocer la geología local de la zona de estudio,
los mecanismos generadoras de los eventos sísmicos; así como
también conocer la sismicidad histórica como instrumental del
emplazamiento; obtener los parámetros de las fuentes sismogénicas
actualizadas a la fecha de la evaluación. Un factor importante es laselección del modelo de atenuación del movimiento de suelo, cuáles
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pueden ser de modelos de atenuación basados en macro sismos o
aceleraciones máximas esperadas, o también modelos de atenuación
para aceleraciones espectrales.
El área de la concesión minera, según el Mapa de Zonificación
Sísmica propuesto en la Norma de Diseño Sismo Resistente E 030 del
Reglamento Nacional de Construcciones (19979) y el Mapa de
Distribución de Máximas Intensidades Sísmicas observadas en el
Perú elaborado por el Instituto Geofísico del Perú, se encuentra
dentro de la Zona de Sismicidad Alta (Zona 3) existiendo la
posibilidad de que ocurran sismos de intensidades II y IV en la escala
de Mercalli Modificada.
2.1.3. Construcción de Infraestructura básica, complementaria, administrativa
y de servicios.
Blokes ESTE NORTE
Polvorín 815122 9059944
Boca mina 815116 9059947
Patio 815112 9059937
Cisterna 2 815209 9059955Poza circular 815217 9059928
Poza rectangular 815234 9059923
Plataforma 1 815244 9059908
Plataforma 2 815228 9059905
Plataforma 3 815204 9059909
Plataforma 4 815191 9059889
Monitoreo de agua 814928 9059786
Monitoreo de agua 815176 9059823
Monitoreo de aire 814977 9059747
Monitoreo de aire 815263 9059879Monitoreo de aire 815098 9059948
Campamento 1 814954 9059722
Campamento 2 814954 9059764
Campamento 3 814963 9059794
Campamento 4 815003 9059780
Campamento 5 815023 9059792
Administración 815083 9059848
SS.HH 814991 9059790
Pozo 1 815104.5 9059887.8
Pozo 2 815123.9 9059869.3
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Taller 815040 9059853
Puente central 814997 9059868
Almacén madera 815000 9059849
Cancha de madera 815124 9059853
Cisterna 815119 9059803
Muro derecha (inicio) 815146 9059858
Muro derecha (final) 815088 9059903
Muro izquierda (inicio) 815135 9059858
Muro izquierda (final) 814989 9059859
Tolva principal 815068 9059873
Tolva Aux 1 815064 9059831
Tolva Aux 2 815038 9059822
Patio de escogido 815077 9059863
Balanza 815014 9059815
Vigilancia 815011 9059864
2.1.4 Diseño Detallado Del Polvorín, Almacenes De Sustancias Peligrosas Y
Sub Estaciones Eléctricas (O Casa De Fuerza), Incorporando Medidas De
Seguridad Y Manejo De Contingencias.
2.1.4.1 Polvorín Principal Subterráneo
Los explosivos que se utilizaran para desarrollar nuestras actividadesserán almacenados en un polvorín de tipo A el cual estará a nivel
subterráneo. El Polvorín reunirá los siguientes requisitos técnicos para su
funcionamiento:
A continuación se detalla en la siguiente tabla las dimensiones delPolvorín:
ítem Características Dimensiones
A Largo 4 m
B Alto 2 m
C Ancho 4 m
D Área Total 16 m2
E Volumen 48 m3
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2.1.4.2. Medidas de Seguridad
La infraestructura del polvorín estará conformada por una puerta metálica.
El polvorín contara con la ventilación adecuada, iluminación, contara con
parihuelas y se instalara pararrayos.
Se dotara de elementos para primeros auxilios (Botiquín, extintor (02) con
polvo químico seco ABC). El piso del polvorín será de cemento, así como
toda la instalación será de material noble para dar una mayor seguridad.
El transporte de explosivos desde el polvorín a los frentes de trabajo se
efectuará en recipientes independientes y en cantidades estrictamente
necesarias para su utilización inmediata. El Almacenero capacitado en almacenamiento, manipulación y transporte
de explosivos y accesorios, con licencia SUCAMEC para manipuleo de
explosivos, responsable del control físico y de la administración de la
existencia de los explosivos deberá contar con los E.P.P.
Se colocara la señalizaciones respectivas con avisos preventivos como:
Polvorín, Peligro-explosivos, Prohibido fumar, Ingreso de personal
autorizado, capacidad de almacenamiento, etc.
Los explosivos y accesorios almacenados contaran con las Hojas de
Seguridad para contrarrestar cualquier emergencia.
No emplear lámparas a llama o linternas a pila sin aislamiento de
seguridad.
No almacenar productos inflamables en el interior o en las proximidades.
No emplear herramientas metálicas que produzcan chispas.
Prohibir el ingreso a personal no autorizado.
No portar celulares en el polvorín.
Mantener el orden y limpieza.
2.1.4.3. Manejo de Contingencias
Toda emergencia dentro del polvorín será aplicada de acuerdo al siguientecuadro:
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ACTIVIDADESPLAN DE CONTINGENCIA (COMO ACTUAR)
AMBITO DEAPLICACION
ANTES DURANTE DESPUES
MANIPULACIÓN DEEXPLOSIVOS
Realizar Capacitaciones sobre las técnicas de voladuraal personal especializado, ubicar los polvorines en unárea fuera de cualquier riesgo de explosión, es decirque no sean accesibles a personas no autorizadas y secontara con todos los equipos contra incendios y
primeros auxilios.
En caso de ocurrir una falla fortuita retirarse del lugar oecharse al piso para que el impacto de la explosión no lealcance y protegerse con los respectivos implementos deseguridad para no inhalar los gases tóxicos que estosdesprenden.
Retirarse del lugar en forma calmada, evitandoel pánico, si no fue afectado participar en laslabores de salvataje.
Capacitar a los trabajadores de todas las áreasacerca del manejo adecuado de extintores y sedeben realizar simulacros y presentarfinalizados éstos un informe sobre laevaluación del plan.
Polvorín deexplosivos yaccesorios
EXPLOSION EN ELPOLVORIN
No se permitirá el acceso al personal no autorizado aPolvorín, debiéndose tomar las medidas de
prevención necesaria. Tenga a mano un extintor preferentemente del tipo
ABC, linterna, botiquín, un lazo de 10 metros delargo y un silbato. Este equipo le permitirá apagar unfuego incipiente o abrirse camino hacia la salida y sies necesario brindar primeros auxilios.
Informar inmediatamente al responsable del Comité deseguridad de la empresa..
Si hay un extintor cerca ÚSELO, si no es posible que secontrole el fuego proceder a evacuar el área.
En caso de no quedar atrapado y no se pueda usar alguna víade evacuación: cierre la puerta para que el humo y los gasesno penetren al recinto, proceda luego a cerrar las ranuras contrapos mojados. Si el ingreso de humo es intermitente echarseal piso y cubrirse la boca y la nariz con un paño mojado.
El coordinador general de emergencia, evaluará la situación yactivará de inmediato la Brigada Contra Incendios.
Luego de haberse controlado el siniestro, sedebe realizar trabajos de búsqueda en la zonacircundante a fin de cuantificar a lesiones o
pérdidas humanas. Si la emergencia ha sido considerable, el
coordinador de Recursos Humanos dispondráde los recursos necesarios y comunicará atodas las partes interesadas de los daños
producidos y las consecuencias resultantes; Controlado el siniestro, el Comité de Seguridad
revisará la zona afectada y determinará si lascondiciones son seguras para continuar con lalabor, de ser no factible continuar se gestionarálas medidas a ser adoptadas.
Comunicar a la SUCAMEC, sobre el siniestro producido debiendo adjuntar el respectivoinforme preparado por el jefe del departamentode Seguridad y Medio Ambiente.
Realizar las investigaciones y analizar lascausas fuentes del evento Suscitado.
Polvorín deexplosivos yaccesorios
SISMO
Identificar y señalar las áreas de seguridad internas(intersección de columnas con vigas, bajos los
umbrales de las puertas, debajo de las mesas yescritorios resistentes) y las rutas de evacuación.
Identificar y señalizar las áreas de seguridad externas. Prepara los Equipos de Primeros Auxilios. Asegurar o reubicar los objetos pesados que puedan
caer durante el sismo. Mantener siempre las áreas de trabajo en forma
ordenada y limpia. Dar capacitación a los trabajadores acerca de este Plan
Controle sus emociones, no corra ni grite, pues estas actitudes producen pánico.
Ubíquese en las áreas de seguridad internas y externasdebidamente señalizadas.
Evacue la instalación en orden y siguiendo lasrutas establecidas.
Cumpla con las indicaciones de la Brigada deEmergencias.
Retorne a sus labores cuando el Comité Internode Plan de Contingencias lo señale.
Actualizar los números de los mediostelefónicos de los involucrados para laaplicación del plan.
Polvorín deexplosivos yaccesorios
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de contingencias. Realizar simulacros y presentar un informe sobre la
evaluación del plan.
INCENDIOS EN ELPOLVORIN
Realizar un seguimiento efectivo de los equipos desalvataje (Extintores, botiquín, camillas, etc.) con lafinalidad de verificar el estado general, fecha devencimiento y otros aspectos que se considereimportantes;
Verificar en forma constante que se actualice elmapa de las áreas donde se ubiquen los extintores ylas zonas de refugio;
Orientar a todos los involucrados que la mejormanera de enfrentar un incendio es manteniendo lacalma.
Comunicar de forma inmediata la ocurrencia y analizar lamagnitud del mismo.
El trabajador que se encuentre en el lugar debe ubicarrápidamente el equipo de extinción de incendio y controlar elfuego en la medida de lo posible, de estar fuera de control sedebe retirar en forma inmediata.
Sólo los integrantes de la Brigada contra Incendios, estaránen la capacidad de determinar si el incendio ha sido amagado.
Coordinar el corte de energía Evacuar por las rutas de escape hacia las áreas de seguridad
(superficie) y refugios (Mina). Proteger sus vías respiratorias con pañuelos húmedos. De encontrase en interior mina, sentirán el olor del GAS
ETHIL MERCAPTAN, lo cual significa que deben evacuarla Mina por las vías identificadas o dirigirse hacia losrefugios.
Evacuar a los accidentados a los centros desalud o posta médica.
Luego de haberse controlado el fuego se harántrabajos de remoción de escombros y limpieza.
Inspeccionar el estado de los equipos utilizadosen el control del fuego con la finalidad de quesean reemplazados o sean llevados para sumantenimiento respectivo.
Realizar un análisis de daños y evaluación delas necesidades.
Evaluar las acciones realizadas durante laemergencia.
Comunicar del incidente a las autoridades Realizar las investigaciones sobre el origen del
accidente.
Laboresmineras
Polvorín deexplosivos yaccesorios
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2.1.4.4 Almacén de sustancias peligrosas
Los materiales inflamables que se usarán serán reducidos en cantidad y
volumen sin embargo principalmente podrán existir hidrocarburos y
lubricantes, este tipo de materiales se almacenarán en cilindros
herméticamente cerrados, los mismos que se identificarán mediante avisos
apropiados de advertencia.
Para el debido almacenamiento de las sustancias peligrosas se construirá una
infraestructura la cual reúna con las condiciones mínimas de seguridad.
ítem Características Dimensiones
A Largo 3 mB Alto 2.4 m
C Ancho 3 m
D Área Total 9 m2
Contara con un techo de calamina, y su estructura será de madera
debidamente cubierta con planchas de triplay, en el interior el piso será
revestido por un manto de geomembrana para prevenir derrames y que puedan filtrar al suelo, se contara con un dique de contención para casos de
derrame.
Las Sustancias Peligrosas que se almacenaran son:
Petróleo Diesel.
Aceites y grasas.
2.1.4.5 Medidas Preventivas
Se llevará un control riguroso de todas las existencias de materiales
inflamables tales como aceites, lubricantes, hidrocarburos,
combustibles, carburo de calcio, etc.
Estará prohibido almacenar en el subsuelo, la gasolina, petróleo, y
demás sustancias inflamables.
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Se tendrá disponible equipo y materiales adecuados para combatir
rápidamente cualquier amago de incendio tales como extintores, arena,
agua, etc.
El extintor deberá mantenerse en todo momento en posición vertical y
hacia arriba.
Una maestranza pequeña para auxiliar a la actividad minera en cuanto
se refiere a la reparación y mantenimiento de los equipos y
herramientas.
2.1.4.6 Manejo de Contingencias
El Manejo de Contingencias se apoya fundamentalmente en el Plan
Institucional para Emergencias, Incendios y Desastres Naturales y/o
inducidos. Para lo cual se han identificado las siguientes situaciones:
Explosiones e incendios en cilindros
Derrame de combustible líquido de los cilindros de almacenamiento.
Incendios
¿Que hacer antes?
1. Mantener los líquidos inflamables en recipientes cerrados en lugares donde
no presenten peligro. No permita que sean arrojados líquidos inflamables en
las alcantarillas pues pueden ocasionar graves incendios y explosiones.
2. Tenga a mano un extintor preferentemente del tipo ABC, linterna, botiquín,
un lazo de 10 metros de largo y un silbato. Este equipo le permitirá apagar
un fuego incipiente o abrirse camino hacia la salida y si es necesario brindar
primeros auxilios.
3. Evitar la acumulación de papeles, madera u otros componentes inflamables
en sitios donde se pueda propagar el fuego.
4. Capacitar a los trabajadores de todas las áreas acerca del manejo adecuado
de extintores.
5. Realizar simulacros y presentar finalizados éstos un informe sobre la
evaluación del plan.
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¿Que hacer durante?
1. Informar inmediatamente al responsable del Comité Interno de Manejo de
emergencia.
2. Si hay un extintor cerca ÚSELO, si no es posible que se controle el fuego
proceder a evacuar el área.
3. En caso de no quedar atrapado en alguna habitación y no se pueda usar
alguna vía de evacuación: cierre la puerta para que el humo y los gases no
penetren al recinto, proceda luego a cerrar las ranuras con trapos mojados.
Si el ingreso de humo es intermitente echarse al piso y cubrirse la boca y la
nariz con un paño mojado.
¿Que hacer despues?
1. Evacue la instalación en orden y siguiendo las rutas establecidas.
2. Cumpla con las indicaciones de la Brigada de Emergencias.
3. En caso de quemaduras leves lave las partes afectadas con agua fresca y
limpia.
4. No desprender trozos de ropa quemada adheridas a la piel de los
accidentados.
5. No regrese al lugar del incendio hasta que las autoridades confirmen que nohay peligro.
6. Una vez apagado el incendio, cerciorarse si la estructura de resistencia del
lugar no ha sido afectada por el fuego.
Derrame de combustible
¿Que hacer antes?
Capacitación en el procedimiento en Instructivo de emergencia:
Primeros Auxilios.
Uso de extintores
Construcción de bermas o Pretiles donde se almacenara combustible, con
una capacidad de contener 1,5 veces el volumen a almacenar .
¿Que hacer durante?
Eliminar toda posible fuente de ignición, en un radio de 50 m alrededor del
estanque y del derrame mismo.
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Dar aviso del accidente, a la Jefatura directa, al Jefe del Proyecto, al jefe de
Prevención de Riesgo
La sustancia derramada debe ser contenida con zanjas, canaletas o pretiles
construidos con el suelo circundante o en el mejor de los casos con
absorbentes específicos para hidrocarburos dependiendo de la topografía
del terreno.
Recoger la tierra contaminada y disponerla en los contenedores de residuos
peligroso
¿Que hacer despues?
El área siniestrada será acordonada y correctamente asegurada para poder
realizar una apropiada investigación.
Los testigos del accidente deberán prestar una declaración detallada de lo
que vieron, y responderán a las consultas que le realice el
Experto en Prevención de Riesgos, para aportar a la investigación con su
valiosa información.
Realización de la investigación.
Preparar Publicación del Incidente.
Una vez que toda la sustancia derramada ha sido recuperada, y dispuesta en
contenedores adecuados, debe descartarse aquello como “Residuo Peligroso”.
2.1.5 Medidas de Seguridad Y Salud Ocupacional (Reglamento Interno,
Organigrama, Manual De Organización Y Funciones, Procedimientos Escritos De
Trabajo Seguro, Programas De Capacitación Al Personal). (VÉASE ANEXO )
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2.1.6 CRONOGRAMA DEL PROYECTO
En el cuadro se aprecia el cronograma de actividades de planeamiento,
construcción y producción del proyecto de explotación Reina Cristina Nº4.
Cronograma de ejecución de actividades
ACTIVIDADES AREALIZAR
MESES del 1º año AÑOS
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 2 3 4 5 6 8 9 10
Planeamiento de operaciónminera.
Construcción (instalaciones
de mina y otros)
Desarrollo, preparación yexplotación en las
estructuras mineralizadas
Actividades antes de cierre
Cierre de mina
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CAPITULO III
3.1. Diseño de Labores Mineras
3.1.1. Selección del Método de Explotación
Al estar ubicada la zona de evaluación a profundidades medianas, es importante
considerar que el comportamiento de la masa rocosa estará condicionado por su
arreglo estructural. En tales condiciones será relevante analizar la estabilidad de
las excavaciones, controlada por el debilitamiento estructural de la masa rocosa
circundante.
De acuerdo al arreglo estructural que presenta la masa rocosa, existen
direcciones preferenciales a las cuales en lo posible debe estar alineado el
avance de las excavaciones, para lograr mejores condiciones de estabilidad de
las mismas. Las condiciones más favorables para la estabilidad, ocurren cuando
se avanzan las excavaciones en forma perpendicular a las estructuras principales,
de manera contraria, las condiciones más desfavorables para la estabilidad
ocurren, cuando se avanzan las excavaciones en forma paralela a las estructuras
principales.
Aplicando la metodología de Nicholas para la selección del método de minado
que toma en cuenta la geometría del yacimiento, distribución de leyes y lacalidad de la roca el método de explotación a llevar a cabo en las operaciones de
mina será el Método de Explotación por inclinados con hundimiento
controlado
Método de explotación por inclinados con hundimientos controlados
Descripción del Método
En síntesis, el método consiste en el avance de un inclinado por el manto de
carbón, denominado primario, con una inclinación comprendida entre los
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30º a 32º para que pueda correr fácilmente el carbón por una canaleta de
acero inoxidable. Este inclinado primario une la galería superior (de
ventilación) con la galería inferior (de transporte) y sirve para establecer la
ventilación principal del block a explotar (tajo).
Desde el primario y en sentido opuesto se realizan otra serie de inclinados
denominados secundarios, con la misma inclinación que los anteriores, y
cuya separación estará fijada de acuerdo con los criterios de explotación.
Entre los secundarios quedan preparados los tajos de carbón que
posteriormente son recuperados.
El tamaño de los tajos depende, en cada caso, de los criterios de
explotación, de la resistencia del carbón, de la rigidez de los hastiales
(cajas), etc.El avance de los inclinados se realizará con perforadoras neumáticas y
explosivos a y la recuperación del carbón requerido, con el picador de
carbón.
El transporte del carbón se realiza por gravedad, auxiliándose con canaletas
de acero inoxidable.
El hundimiento será en sentido descendente; es decir, secundarios sobre el
primario, empezando siempre el hundimiento por el tajo situado en la cotamás alta.
Aunque la explotación se realiza por macizos descendentes, el hecho de
realizar el trazado en sentido ascendente, convierten el método en un
sistema no apropiado en capas susceptibles de provocar fenómenos
gaseodinámicos.
Ventajas:
Permite la explotación de cuerpos irregulares, deleznables o
inconsistentes.
La recuperación del carbón tajeado es alta, llega al 80%.
Poco consumo de madera sólo se utilizará puntales de seguridad.
La seguridad es relativamente buena.
Poco consumo de explosivo por la del mineral.
Se puede afirmar que este método es más seguro con relación a los
riesgos de accidentes que puede representar. Las condiciones inseguras
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se pueden controlar y eliminar, porque están a la vista. Se trabajará con
techo seguro y piso seguro.
Es altamente selectivo, lo que significa que se puede trabajar con
secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar;
contexto que se suele presentar en yacimientos de mantos angostos.
Se puede cambiar a otro método de explotación: TESTEROS.
Permite la utilización de la ventilación natural si es posible dentro de
toda su integridad.
Evacuación del carbón, desde el tajo, por gravedad por medio de
canaletas de acero inoxidable hasta las tolvas de madera
Posibilidad de aplicarlo para recuperar una parte del carbón, en capas
donde no se puede recuperar de otra forma sin realizar grandes
inversiones
Desventajas Posibilidad de aplicarlo para recuperar una parte del carbón, en capas
donde no se puede recuperar de otra forma sin realizar grandesinversiones
Se necesita cantidad de trabajadores para los trabajos de preparación.
La presencia de aguas colgadas, o avenidas súbitas pueden complicar
extraordinariamente la seguridad del método.
En este sistema de explotación el peligro de derrabes (desprendimientos
inesperados) es grande, pues el picador debe hacer el avance de un
frente inclinado entre 30° a 32°.
Se pierde horas/hombre durante la selectividad (escogido) del carbón y
estéril.
Aunque el sistema de inclinados permite la inyección de agua en losmacizos, es prácticamente imposible la eliminación del polvo en la
bajante de los primarios. Por otro lado, si los macizos en la zona dehundimiento no están bien impregnados de agua, en estas zonas se
produce mucho polvo, al utilizar exclusivamente ventilaciónsecundaria.
No se sabe con seguridad cual ha sido el comportamiento del techo ante
el hundimiento. Pueden quedar grandes huecos sin rellenar, lo que
supone un cierto riesgo de golpes súbitos de roca.
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El relleno requerido para este método de explotación se realizará por
gravedad cuando el tajeo, sin mineral, con el tiempo colapse por su
naturaleza, para lo cual se dejará a lo largo del piso del mencionado tajo
“colchones” de material estéril producto de la selección del carbón
realizado después de cada voladura. La selección del carbón se realizará
“in situ”
Durante la ejecución del tajeo del carbón la labor será sostenida por
medio de puntales de seguridad y en el mejor de los casos será
encribado ante un posible colapso y así darle seguridad a los
trabajadores.
3.1.2. Planeamiento
La Unidad minera Reina Cristina Nº4 cuyo titular es la empresa Minera
Reina Cristina SAC ubicada en el paraje denominado Vizcaya, distrito de
Santa Rosa, provincia de Pallasca y departamento de Ancash, cuenta con
una capacidad instalada y autorizada para tratar 10, 000 toneladas de
mineral no metálico denominado carbón al mes. La mina Reina Cristina
actualmente se encuentra paralizada y sometida a estudios de
exploración, levantamiento topográfico y estudios de planeamiento primario para las instalaciones de infraestructura en superficie.
Se plantea elaborar un planeamiento minero a un dos años, basado en las
reservas disponibles; tomando en cuenta la entrada en operación de dos
mantos de carbón en la zona Coila y continuando con los siguientes
aspectos; programa de avance lineal: Exploración, desarrollo y
preparación; programa de producción: Por zonas/mantos y resumen deleyes. De esta manera lo que se busca es usar la capacidad total de la
mencionada unidad minera con carbón propio, proveniente de los dos
mantos ubicados a la fecha durante la exploración geológica,
aprovechando que se tiene varias vetas por explorar, es conveniente
buscar nuevos proyectos de expansión a nivel de la mina a fin de
optimizar los recursos de la empresa.
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Las exploraciones; expresadas en metros de avance, no tendrán cambios
muy bruscos a lo largo de estos dos años, debido a la fuerte inversión
que significaría la ejecución de los trabajos del planeamiento preliminar
y los trabajos de preparación y desarrollo de la mina.
En cuanto a desarrollo y preparación que se ejecutarán sobre manto de
carbón se tendrá un ligero incremento paulatino; expresado en toneladas.
El programa de producción es el que presenta mayores variaciones, al
menos el primer año. Inicialmente se tiene una producción de 1,000
toneladas al mes, conforme se avanza el desarrollo y la preparación de
los mantos. El aporte de mineral de dichos mantos paulatinamente iráaumentando hasta lograr una cuota regular aproximada de 2,000
toneladas de mineral al mes; por tanto, al final del primer año se tiene
una producción de 7,500 toneladas de mineral al mes, que se mantendrá
constante a lo largo del periodo mencionado con anterioridad. Cabe
mencionar que dentro del programa de producción no está considerado el
aporte de mineral obtenido en el desarrollo y la preparación de las
labores mineras.
Finalmente se obtendrá el resumen de leyes de manera mensual y anual,
consiguiendo tener una idea aproximada sobre los ingresos que se
obtendrán como consecuencia de la venta del carbón.
3.1.3. Preparación:
Aprovecharemos las labores ya construidas, para poder adecuar la
explotación.
Construiremos chimeneas de doble compartimiento para
traslado de personal y servicios y otra para como echadero (ore
pass) y ventilación
Para poder delimitar los blocks, se acondicionará chimeneas a
60 m. una de otra.
3.1.4 Desarrollo y Explotación:
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Dejando un puente de 2.50 m. en la galería de extracción (parte
baja) se empezará a realizar los trabajos de minado.
Se pretende obtener sección con una altura de 2.40 m. de por
1.50 m. de ancho
Para circar procederemos a perforar, volar y dejar una parte del
desmonte como sostenimiento del tajo, además que servirá de
piso; para continuar con el mismo proceso hasta llegar al límite
del block.
La perforación en el tajo será en breasting, con realce de 60º con
la horizontal.
3.1.5 Galerías de acarreo Labor horizontal de una sección 6´ x 7´ (1.80 m. ancho x 2.10 m. altura)altura que serán trazadas siguiendo el rumbo de los mantos de carbón yque se extienden a partir del socavón.
Chimenea
Labor vertical de una sección de 4´x 5´ que serán construidas siguiendo
el manto con la finalidad de reconocer y cubrir el mineral a explotar,
estas serán de doble comportamiento.
Sección: 4´x 5´ (1.20 m. x 1.50 m.)
Longitud: 50 m. como promedio.
Se construirá cada 50 m. en la longitud de la galería con salida a
superficie u otro nivel o sub nivel que permitirá la ventilación, accesos
de escape, para el transporte de la madera y el pase del aire comprimido
y en otros casos de introducir el relleno.
Sub Nivel
Labor horizontal de preparación de sección variable generalmente de 5´x
6´ (1.50 m. de ancho x 1.80 m. de altura) que se desarrolla sobre el
manto, labor de preparación para iniciar la explotación, el diseño de
corte es la misma de una galería, dejando 3 metros de puente paralela a
la galería principal con un inclinado de 45° para dar carrera a la
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producción del carbón.
3.1.6 Perforación
Se realizará dos cortadas paralelas en el nivel 4300 y 4350 sección de 6´x 7´
(1.80 m. de ancho x 2.10 m. de altura), los dos de 40 metros aproximadamente.
Para realizar estas perforaciones se utilizará perforadoras neumáticas livianas
de tipo Jack Leg ( Atlas Copco ), juego de barrenos de 3 y 5 pies y con
brocas de 6 dientes diamantadas 36 mm; los cortes o mallas de perforación
se utilizan dependiendo de la labor , obteniéndose un avance mínimo de 1.30
mts y |máximo y máximo 1.60 mts, esto para la preparación de la mina y una
vez que se corta el manto utilizara picadores la cruz para la explotación de
carbón
Las galerías
Las secciones de estas labores serán de 6´ x 7´ (1.80 m. x 2.10 m), el manto de
carbón en las galerías diseñadas cubren el 70% de componentes, porque el
material estéril en las paredes de la galería (caja techo o caja piso) son de
dimensiones mínimas.
El desbroce del carbón realizaremos con máquinas neumáticas manuables
(Pikamer) , hacer limpieza del material superficial existente en ele área de
trabajo que es muy poco y luego se procederá a pikar el manto de carbón
así sucesivamente.
3.1.7 Voladura
Para las voladuras, los explosivos que se va utilizar son dinamita 65%,
fulminante común No. 6, mecha de seguridad de 7 pies para la zona de
intrusivos
En voladura en carbón solo se utilizara 0.5 kilogramos de explosivo por
seguridad para cada taladro de 5 pies. El taco con que se rellenara el último
tramo de los taladros será con material incombustible, no utilizaremos de
manera alguna el polvo de carbón.
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Para la hacer voladura en carbón se utilizara espoletas eléctricas con
detonadores adecuados .Tomaremos toda las precaución para poner a todo los
trabajadores fuera del alcance de posibles incendios, explosiones o gases
causados por los disparos.
Por ahora en mantos de carbón solo habrá picadores la productividad
dependerá mucho de las condiciones geológicos
Las voladuras se efectuarán la final del turno de trabajo, 4,30 p.m.
3.1.8 Limpieza y extracción
La limpieza para los primeros 40 mts. de avance de galería sobre manto de
carbón se realizará a pulso con carretillas con lampas después se hará lainstalación, los cuales serán movidos por dos hombres hasta el botadero de
desmonte o tolva de acumulación de carbón en caso de extraer mineral
(carbón) hasta los primeros 100 mts., luego se usarán 5 carros mineros U-35
de 1.2 TM el cual será remolcado por una locomotora de batería para el cual
se instalaran rieles de 30 libras con clavo de riel, sus tuercas y respectivas
eclisas sobre durmientes .
La extracción es la actividad de sacar el desmonte y/o mineral de las labores
mineras subterráneas a los lugares de almacenamiento denominados tolvas y/o
canchas que se encuentran en la bocamina (superficie), desde donde se
trasladará el carbón a la cancha en superficie se realizará por:
En las labores mineras, galerías o cortadas por donde se extraerán el carbón y/o
desmonte a la superficie, se instalarán rieles sobre durmientes por donde
rodarán las ruedas de los carros mineros o carretillas.
Se tiene considerado usar carros mineros metálicos para cargar el desmonte y/o
carbón de los chuts a la superficie (canchas y/o tolvas) cuando se entra a la
etapa de explotación por los métodos de testeros y/o su tiraje.
La carga de carbón y/o desmonte al carro minero se efectuará mediante dos
procedimientos el lampeo manual y/o Palas neumáticas EIMCO 12 (para
desarrollar galerías más profundas), se implementarán con el tendido de rieles
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de 30 lbs. en las galerías.
El carbón roto será limpiado en las labores a través de Canaletas y/o Winches
de Arrastre Neumáticos (En la etapa de explotación).
Tolva de Almacenamiento De Carbon
12 mts.
80 toneladas de capacidad. Con parrilla inclinada que termina en un chut desde
donde se cargará por gravedad a los Vehículos de transporte.
3.1.9 Sostenimiento
Teniendo en cuenta las condiciones geológicas, la naturaleza del carbón y la
consistencia de las rocas encajonantes, los primeros 40 metros de la corta
principal se le elegirá el sostenimiento adecuado en la sección de la galería
(2.10 x 2.40 mts.), el sostenimiento usual en la minera subterránea son cuadros
rectos con puntuales de madera de eucalipto de 10´9´8´ x 2.50 mts. con
separación de 1.00 a 1.20 mts. colocando por seguridad con cribins omarchavantes para sostener el techo para tener un adecuado transporte a
realizar sobre ella por la corriente de ventilación que ha de pasar por los
mismos y además por las dimensiones de las tuberías y mangas o cables a
instalarse en las Galerías, a la medida del avance de las galerías sobre manto y
si nuestros costos no responden se puede utilizar pernos de anclaje o los arcos
de perfiles metálicos, conociendo que las galerías de desarrollo sobre carbón
va a durar todo el tiempo que dure la explotación, esto se debe mantener
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conservando la explotación en avance sobre manto, nos permita alcanzar una
extracción productiva breve.
3.1.10 Ventilación
Para dar buenas condiciones de trabajo y salubridad a los trabajadores
tendremos ventilación natural y Cuando se realice las galerías y socavones
más de 200 metros de profundidad se usará ventilación forzada (con
ventiladores Neumáticos y/o eléctricos de acuerdo a la energía que se tenga en
ese momento ventilación forzada).
3.1.11 Refugios Mineros
Estas unidades son de suma importancia al momento de un derrumbe de rocas,fuga de gases tóxicos, incendios y explosiones imprevistas al interior de los
frentes de trabajo minero. Y es que ante uno de estos acontecimientos, los
refugios, que son unidades construidas en base a estructuras metálicas, brindan
resguardo y una atmósfera saludable a los mineros; esto debido a que cuentan
con cámaras o módulos capaces de brindar aire respirable y eliminar gases
dañinos.
Con capacidades variables que van desde 4 a 30 personas en el caso de los
portátiles, porque hay refugios fijos con capacidad para más de 50 personas,
estas unidades vitales permiten aislar a los mineros de situaciones que alteren
la calidad del aire o las condiciones de permanencia, refugiándolos en una
ambiente seguro que garantizará su sobrevivencia por un periodo mínimo de
48 horas, tiempo en el que las cuadrillas de rescate podrían llegar a la
ubicación del refugio.
Estructuralmente proyectados para que puedan soportar grandes presiones e
impactos de rocas de más de 2 toneladas caídas desde 3 metros de altura, las
estaciones de refugio cuentan con un sistema de abastecimiento y purificación
de aire, iluminación artificial de bajo consumo, asientos laterales, puerta de
escape y una mirilla circular de vidrio reforzado para observar lo que sucede
dentro y fuera de la cámara. Asimismo, y de acuerdo al diseño del fabricante,
estos refugios pueden incluir una cámara web que funciona a través de una
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fibra óptica para monitorear lo que acontece en el interior de la unidad, tener
un baño químico con cortina o uno ubicado en una cámara separada del
ambiente principal, dispositivos para la comunicación e incluso juego de
naipes, block de apuntes, reloj y un temporizador.
Provistas como un módulo totalmente auto contenido con funcionamiento
interno completo, estos refugios, según los parámetros de su constructor,
pueden cumplir con la legislación peruana vigente.
Estructura
Para soportar grandes impactos, los refugios mineros portátiles han pasado por
un singular sistema de construcción, el cual ha dispuesto su armado en base a
estructuras de acero laminado de gran resistencia a golpes y a las inclemenciasdel terreno. Con cualidades ignífugas, el acero dispuesto en sus paredes está
conforme a las normas internacionales ASTM, su armazón principal se
encuentra soportado con perfiles también de acero y el espesor de sus paredes
varía según la compañía proveedora que los construya. Sus muros exteriores
pueden ser de 10 milímetros, de los cuales 5 milímetros son la capa externa,
2.5 milímetros son una pared aislante ignífuga y finalmente una pared interna
de 2.5 milímetros. Y también pueden tener paredes y tejados de seccionescomprimidas de placas de acero de ¼ de pulgada y un recubrimiento de
soporte de refuerzo de 4 x 2 pulgadas.
Para su fácil localización, estos refugios cuentan también con señalización
externa reflexiva, luces de emergencia amarilla, roja y verde, y sirenas para
indicar la posición de la unidad. La disposición de una luz verde en su parte
externa obedece a que éste color es último color que el ojo humano puede
observar cuando está en medio de un área nublosa, con partículas o unescenario con humareda en caso de explosión o derrumbe.
Además cuentan con un techo abovedado que le brinda una inmejorable
resistencia mecánica a la caída de rocas y desvío de materiales sólidos, aparte
de evitar la acumulación de aguas sulfatadas o elementos corrosivos.
La base de estas unidades cuenta con ranuras para horquillas elevadoras,
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armellas de elevación localizadas en las 4 esquinas externas y en el centro de
la viga superior, patines de metal para su traslado y conectores de acero de
enganche para el traslado por arrastre, tiro o levante.
Cámaras
Capaces de proveer presión positiva, de tal modo que el aire salga, mas no
ingrese, las cámaras de los refugios están conectadas a una línea de
alimentación de energía externa, la cual carga un conjunto de baterías que ante
el corte del suministro eléctrico – por caída de rocas – le dan independencia a
la unidad; cuenta, además, con una puerta con un sello de caucho empujado
por compresión; almacenamiento bajo los asientos; equipo de primeros
auxilios; manual de inspección y mantenimiento; instrucciones operacionales
de pro impacto; bandejas de químicos; señalización interna operacional y de
seguridad; sensores de movimiento para el encendido automático de las luces
interiores y una camilla de transporte con correas de sujeción y frazada.
Asimismo cuenta con un sistema completo de alimentación de aire
comprimido desde la red de la mina; filtros contra partículas sólidas, líquidas y
con contenido de aceite, de igual manera incorpora silenciador para un
máximo de 72dba a un metro de distancia; oxígeno comprimido con
manómetro indicador de presión y rotámetro para regulación de caudal;
también un instrumento detector de gases con sensor IR para medición de
dióxido de carbono (CO2) y sensores electroquímicos para detección de
monóxido de carbono (CO) y oxígeno (O2).
Para disminuir la temperatura que se irá incrementando en el tiempo de
permanencia debido a la reacción química producida por la reducción del CO2
en la unidad purificadora de aire, y aquella generada por el propio
metabolismo de los ocupantes, el refugio tiene un sistema de
acondicionamiento de aire que cuenta con la posibilidad de condensar la
humedad que se producirá por la reacción química en la reducción de CO2 y
drenarla hacia el exterior o hacia algún contenedor de agua.
Unidad purificadora de aire
En la cámara también está dispuesta la unidad purificadora de aire, que es la
que asegura la supervivencia de los mineros dentro del refugio. Ésta es un
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pequeño laboratorio que a través de determinados procesos se encarga de
remediar la concentración de los gases que se generan por el metabolismo
propio de la persona, y es que cuando una persona exhala - hace el intercambio
gaseoso - expulsa 4% de dióxido de carbono CO2, el cual, a medida que pasan
las horas, puede ir acumulándose de tal modo que tiene que ser absorbido o
eliminado por esta unidad de purificación, la cual la absorbe a través de una
cal sodada. Esta unidad purificadora también tiene herramientas absorber el
monóxido de carbono (CO).
Refugios mineros fijos o estacionarios
Construidos para albergar a más de 50 personas, los refugios mineros fijos son
concavidades en la roca de la mina, éstas deben tener puertas selladas y estar
impermeabilizadas para evitar el ingreso de gases. Además deben tener una
gran unidad de purificación de aire debido a la considerable cantidad de
personas que pueden ingresar en este refugio. En esta unidad el sistema de
purificación de aire funciona igual que en los refugios portátiles, pero las
mezclas de los químicos varía por la mayor concentración de CO2 y CO.
Consideraciones
•Las estaciones de r efugio sean móviles o estacionarias, deben permitir serselladas lo más herméticamente posible impidiendo el ingreso de gases tóxicos
a su interior, y para ello se puede utilizar un sistema adicional de presión
positiva que introduzca aire comprimido desde una fuente propia de cilindros
acumuladores o bien desde la red de aire industrial de la mina. De ser esto
último se debe asegurar que el aire sea respirable libre de contaminantes
sólidos o líquidos y libre de contenido de aceite.
•Las estaciones de ref ugio deben permitir ser abiertas indistintamente y en
cualquier momento desde cualquier lado de las puertas de acceso. Se debe
evitar cerrar las puertas con aldabas o cierres. En caso de mantener la estación
de refugio cerrada con candado u otro tipo de cierre mientras no está en
operación, se debe utilizar un sistema que permita lograr un acceso rápido a su
interior.
•Las raciones alimenticias deben ser deshidratadas, de tal manera que los
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ocupantes metabolices menos.
•Los refugios de ser chequeadas periódicamente mediante una lista de chequeo
que asegure la existencia y estado de todos sus componentes. Se debe poner
especial atención en verificar el funcionamiento del sistema purificador oalimentador de aire, estado y funcionamiento del sistema eléctrico del refugio,
fecha de vencimiento de las raciones de emergencia y operatividad del sistema
de iluminación de emergencia.
•La eficiencia del sistema de purificación de aire y la generación de
temperatura y humedad dentro de la estación de refugio se verá influida
notoriamente por el ritmo metabólico de los ocupantes. Este ritmo metabólico
debe ser reducido lo más posible mediante la inactividad y reposo total de los
usuarios. Con esto se reduce la generación de CO2, el aumento de temperatura
y el consumo de oxígeno ambiental.
•La iluminación utilizada en las estaciones de refugio debe simular la luz día
manteniendo un ambiente claro y limpio al interior de la estación. Las
indicaciones e información de operación y funcionamiento de los distintos
dispositivos instalados en la estación de refugio deben ser claras, sencillas,directas y visibles.
•Cada vez que un refugio móvil es reubicado en la mina, trasladado de lugar o
haya sufrido golpes por contacto o caída de rocas, debe ser chequeado en
relación a la hermeticidad y sello.
•La ubicación del refugio debe considerar rutas principales o de tránsito, a una
distancia que no exceda de 15’ a 30’ caminando desde el lugar de trabajo o una
distancia que no exceda del 50% del tiempo nominal del autorrescatador de
circuito cerrado considerando una velocidad de desplazamiento de entre 2 a 3
km por hora, a una distancia de 60 metros mínimo de talleres mecánicos o
almacén de combustible o explosivos, a 15 metros mínimos de
transformadores eléctricos, lugares que garanticen ingreso rápido de brigadas y
de roca firme y soportada.
Detalles del intercambio gaseoso al momento de la respiración
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Una persona en estado de reposo respirará a un flujo respiratorio de unos 7 a
15 LPM con un ritmo metabólico de 115 Watts aproximadamente.
Una persona en estado de trabajo moderado equivalente a 180 Watts
aproximados, respirará a un flujo de entre 20 a 30 LPM.
Un ritmo metabólico de 350 Watts representa un consumo de oxígeno de 1
LPM equivalente a un flujo respiratorio de 45 LPM aproximadamente.
La frecuencia respiratoria normal de una persona en condiciones de trabajo
moderado es de aproximadamente 15 respiraciones por minuto.
El volumen aproximado de cada respiración normal es de 2 litros.
El tiempo utilizado en la inhalación dentro del periodo total de la respiración
normal en condiciones de trabajo moderado es de aproximadamente 30%.
Un sistema de línea de aire de flujo continuo debe entregar un caudal a lo
menos tres veces mayor que el requerido en un sistema de flujo a demanda.
3.1.12 Programa Detallado de Avances y Labores Mineras (Tajeos, Galerías,
Cruceros, Subniveles, Chimeneas, Entre Otras)
SUSTENTACION TECNICA AL REQUERIMIENTO DEEXPLOSIVOS
"MINA REINA CRISTINA Nº4"
RELACIÓN DE LABORES A MINARSE EL 2013A. CORTADA Y/OCRUCERO
CORTADA 01 500 mC-A 50 mC-B 50
sub total 600 m+10% 60 m
660 mB. GALERÍAS
NV.1 480 m
NV.2 300
Subtotal 780
+10% 78
858.00 m
B. CHIMENEAS
CH-01 40
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CH-10 40 m
Subtotal 80+10% 8
88.00
C. SUB-NIVELES
SN-1 100 mSN-2 100
Subtotal 200 m
+10% 20 m
220.00 m
D. TAJEO DE VETAS
VETAS N° DETAJOS LONG.
TAJO Nv.1 1 60
TAJO Nv.2 1 60
TOTAL DETAJEOS 2 120
120 m
"MINERA R.C S.A.C. - MINA REINA CRISTINA Nº4"
SUSTENTO A LA SOLICITUD DE EXPLOSIVOS
1. CORTADA Y/O CRUCERO
Toneladas de desmonte ( TM ) = 5871.62077
AREA 3.71 m²
corrección de área 95%
altura (ft) 6
ancho (ft) 7
Longitud total a disparar 660 m
Densidad de desmonte 2.40 TM/m³
TOTAL DE EXPLOSIVO = 68640.00
Longitud total a disparar 660 m
Avance por disparo 1.5 m
Número de disparos totales 440
Nº de taladros / Disparo 26
Total de taladros 11440
Nº de cartuchos / Taladro 6
Total de cartuchos 7/8"x7"x65% 68640
2. GALERIAS
Tonelaje de mineral ( TM ) = 4293.62269
Densidad de mineral 2.7
Porcentaje de mineral 50%
Toneladas de desmonte ( TM ) = 3816.5535
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. 47
Densidad de desmonte 2.4
Porcentaje dedesmonte 50%
Volumen a disparar (m³) = 3180.461252
AREA 3.71 m²
corrección de área 95%altura (ft) 6
ancho (ft) 7
Longitud total a disparar 858 m
TOTAL DE EXPLOSIVO = 89232.00
Longitud total a disparar 858 m
Avance por disparo 1.5 m
Número de disparos totales 572
Nº de taladros / Disparo 26
Total de taladros 14872
Nº de cartuchos / Taladro 6Total de cartuchos 7/8"x7"x65% 89232
3. CHIMENEAS
Toneladas de desmonte ( TM ) = 372.801319
AREA 1.77 m²
corrección de área 95%
altura (ft) 4
ancho (ft) 5
Longitud total a disparar 88 m
Densidad de desmonte 2.40 TM/m³
TOTAL DE EXPLOSIVO = 4224.00Longitud total a disparar 88 m
Avance por disparo 1 m
Número de disparos totales 88
Nº de taladros / Disparo 12
Total de taladros 1056
Nº de cartuchos / Taladro 4
Total de cartuchos 7/8"x7"x65% 4224
4. SUB-NIVELES
Tonelaje de mineral ( TM ) = 917.440746
Densidad de mineral 2.7
Porcentaje de mineral 50%Toneladas de desmonte ( TM ) = 815.502885
Densidad de desmonte 2.4
Porcentaje dedesmonte 50%
Volumen a disparar (m³) = 679.5857376
AREA 3.09 m²
corrección de área 95%
altura (ft) 5
ancho (ft) 7
Longitud total a disparar 220 m
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Total de MECHA 49988.8 m 288 cajas
RESUMEN DE MATERIAL A ROMPER
Mineral roto 5214.6
desmonte 824.16
total 6038.8 TM
Avance 1606 m
Materia roto en todo elproceso
16100 TM
3.1.12 Diseño Detallado de la Red de Ventilación, Garantizando la Efectividad en
La Ventilación con una Instalación mayor o igual a la Capacidad Instalada.
3.1.12.1 Ventilación
La ventilación en la mina Reina Cristina Nº4, tiene tres objetivos principales:
1. Llevar el aire necesario para la respiración de los hombres que trabajan en lasdiferentes labores.
2. Diluir al mínimo las concentraciones del metano.
3. Mantener en condiciones termo-ambientales favorables a los lugares detrabajo.
4. La característica de la ventilación en la Mina Cochaquillo, es buena debido alflujo de aire bastante considerable, porque nos demuestra en la velocidad
hallada, en la dirección predominante de Norte a Este de 5.6 km. por hora.
Para el trabajo eficiente y por la salud del personal, se ventilarán las labores para
eliminar polvos y el aire viciado. Se contarán con ventiladores Neumáticos y
posteriormente eléctricos, la cual inducirá suficiente aire a las labores mineras.
Inicialmente se prepararán chimeneas para tener ventilación natural.
Considerando la topografía del Yacimiento y la construcción de las galerías en
diferente cuotas del nivel del mar, se tiene labores horizontales en un mismo manto
las mismas que son comunicadas por intermedio de chimeneas (inclinados) hasta
llegar a la superficie de esta manera se tiene una ventilación natural comunicados de
nivel a nivel, en la misma estructura del manto o caja de carbón. Cuando se realice
las galerías y socavones más de 200 metros de profundidad se usará ventilación
forzada (con ventiladores Neumáticos y/o eléctricos de acuerdo a la energía que se
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tenga en ese momento).
El diseño del sistema de ventilación estará calculado de acuerdo a la cantidad de
trabajadores que desarrollaran las actividades para permitir un fluido adecuado de
aire al interior de la mina.
A continuación se muestra la cantidad de trabajadores en la siguiente tabla:
Área Ocupación Empleado Obreros TotalMina Jefe de mina 1 1Mina Operaciones labores mina 10 10Superficie Servicios mina superficie 2 2Total Mina-superficie 2 12 14
De la tabla se debe hacer la siguiente aclaración que las uno personas de servicios
están referidas al comedor.
3.1.12.2 Límites Máximos Permisibles
La tabla muestra los LMP de los agentes químicos establecidos en el D.S. No. 055-EM Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional.
Límites Máximos Permisibles de Agentes Químicos
a) Polvo Inhalable b) Polvo respirable.
c) Oxigeno (02)
d) Dióxido de Carbono (CO2)
e) Monóxido de Carbono (CO).
f) Metano (NH4).
g) Hidrogeno Sulfurado (H2S).
h) Gases nitrosos (NOx).i) Anhídrido Sulfuroso (SO2).
j) Aldehídos.
k) Hidrogeno (H2).
l) Ozono
10 mg/m3.3 mg/m3
Mínimo 19.5%
Máximo 9000 mg/m3 o 5000
Máximo 29 mg/m3 0 25ppm.
Máximo 5000 ppm.
Máximo 14 mg/m3 o 10 ppm.
Máximo 7 mg/m3
o 5 ppm.Máximo 5 ppm.
Máximo 5 ppm.
Máximo 5000 pm.
Máximo 0.1 ppm.
3.1.12.1 Estandares De Consumo De Aire
a) Caudal de Aire por Persona
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Ventilación en Minas de Carbón Artículo 238º.- En las minas de carbón, en
materia de ventilación, se cumplirá lo siguiente:
La cantidad mínima de aire por hombre deberá ser de cuatro y medio (4.5) metros
cúbicos por minuto hasta un mil quinientos (1,500) metros sobre el nivel del mar.Esta proporción será aumentada de acuerdo con el inciso d) del artículo 236°
precedente., Según le Reglamento de Seguridad y salud ocupacional – D.S.N- 055-
2010-EM.
Hasta 1500 m.s.n.m: 4.5 m3/min-persona, en minas de carbón
ALTURA PORCENTAJE m3/minuto
De 1,500 a 3,000 msnm aumentará en 40% 6.30De 3,000 a 4,000 msnmaumentará
aumentará en 70% 7.65
Sobre los 4,000 msnmaumentará
aumentará en 100% 9,00
En el caso de emplearse equipo diesel, la cantidad de aire circulante no será menor
de tres (3) m³/min por cada HP que desarrollen los equipos.
Para el diseño del Sistema de Ventilación de la Concesión Minera Reina Cristina
Nº4 será considerará un requerimiento mínimo de 9.0 m3/min por persona, por
encontrarse la mina en más de 4,000 msnm
De la Tabla de trabajadores, obtenemos que el personal requerido por día
para las operaciones de mina se acerca a 19, en una sola guardia por día, y de
acuerdo al Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional (D.S. N° 055-2001-EM), el requerimiento de aire por persona es 9.0 m3/min para alturas
más de 4000 m.s.n.m., de esta manera el requerimiento de aire para la mina
es 14 x 9 = 126 m3/min.
b) Caudal de Aire por Equipo
Para el caso de equipos diesel la norma (Inciso d, Art. 236) establece un
mínimo de 3.0 m3/min por cada HP desarrollado, de esta manera el
requerimiento de aire se vincula al uso de perforadoras Atlas Copco RBD-90 y
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. 52
Yoy, Winchas neumáticas con rastrillo y ventiladores
.METODO ANALITICO
Consiste en efectuar una sumatoria de las necesidades de aire según capacidad
de consumo de las diferentes máquinas, número de perforadores que operen al
mismo tiempo, número de winchas neumáticas con scráperes y número de
ventiladores neumáticos.
CAPACIDAD DE COMPRESORA
Presión 90 lbs. en lugar de servicio donde están trabajando las máquinas, la
conexión desde la comprensora hasta la galería principal se utilizarán mangas
(tubos) de polietileno de 2” hasta 20 mts. antes del frente, conectadas con
mangueras reforzadas de una 1” para evitar la pérdida de presión.
Se tiene conocimiento que por altura de 4,500 m.s.n.m el factor de consumo de
aire es 1.67.
CONSUMO DE AIRE POR MAQUINAS NEUMATICAS
Perforadora Atlas copco RBD -90 203 PCM
Yoy 175 PCM
Winchas neumáticas con rastrillo 200 PCM
Ventiladores 50 PCM
MAQUINAS Y EQUIPOS PARA EL PROYECTO SOBRE LAGUNACOCHAQUILLO SOBRE 4,300 m.s.n.m.
Cantidad DescripciónConsumo de aire PCM
Unidad Total01 Perforadores horizontales con soporteneumático JACKLEG ALTASCOPCO BBD90
203 203
02 PICKHAMER 150 30002 Wincha Neumáticas 200 40001 Ventiladora Neumática 50 50
950
Este consumo será incrementado por la pérdida de caudal de aire, de presión
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por longitud de cañería en juntas, codos y válvulas se incrementará en 20%.
Los equipos trabajarán en un turno simultáneamente.
COMPRENSORAS PORTATILES CON MOTOR DIESEL
CANTIDAD EQUIPO HP01 Comprensora Chicago Neumatic 10001 Comprensora Denty 85
TABLA DE REQUERIMIENTOS TOTAL DE AIRE
ITEMS DESCRIPCION m3 / min.01 EQUIPOS 32.2802 PERSONAL 126.0003 EXPLOSIVO .
TOTAL 158.28
c) Por consumo de Explosivos
El volumen de gases es generado por los explosivos durante los cambios de
guardia, las horas de refrigerio, etc. por lo tanto el volumen de gases de
explosivos no se considera en el diseño de caudal de aire limpio necesario; sin
embargo el sistema de ventilación deberá tener la capacidad de evacuar los
gases en el tiempo establecido durante los cambios de guardia (mínimo 30
min. de ventilación, establecido en el D.S.055-2010-EM) con una velocidad
mínima del flujo de aire de 25metros/min.
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CAPITULO IV
4.1. Estudio Geomecánico
La exploración del macizo se realizó evaluando cuatro chimeneas (construidas por losanteriores titulares) que se comunican con la superficie y las diferentes labores
subterráneas mineras horizontales en una longitud total aproximadas de 120 metros,
así como también se describieron diez estaciones geológicas. Las toma de muestras
“frescas” se realizaron a lo largo de las cajas de las mencionadas. También se
establecieron 10 estaciones geológicas en donde las estructuras geológicas detectadas
se les estableció su tipo y características principales tales como: frecuencia, relleno,
longitud, rugosidad, separación entre planos, persistencia y rastros de flujo.
Las muestras obtenidas fueron llevadas al laboratorio para ser reconocidas, descritas y
clasificadas. Las más representativas fueron seleccionadas según su litología, la
distribución en el nivel y profundidad para determinar los siguientes parámetros:
Determinación de la resistencia a la compresión uniaxial y determinación indirecta de
la resistencia a la compresión.
Toda la información obtenida, tanto en campo como en laboratorio, se procesó, y se
clasificó el macizo rocoso usando las metodologías de Deere, Barton, Bieniawski y
Hoek-Brown.
4.1.1 Ensayo de Resistencia a la Compresión Uniaxial
Se realizaron un total de 10 ensayos directos para determinar la resistencia a la
compresión uniaxial de la roca intacta, los ensayos se realizaron según lo
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establecido en los “Métodos sugeridos para ensayos en roca de la Sociedad
Inter nacional de Mecánica de Rocas”.
Los valores oscilaron entre 670,71kg/cm2 y 866,15kg/cm2, con una densidad
promedio de 2,96ton/m3. Estos resultados se presentan en el anexo 2.
4.1.2 Caracterización Geomecánica
Clasificación de Deere
Según la clasificación de Deere, la calidad de la roca para la perforación 1 varía
entre mala y excelente variando el RQD entre 0 y 96, para la perforación 2varía
entre muy mala y buena variando el RQD entre 23 y 86 y para la perforación 3
varía entre regular y excelente variando el RQD entre 51 y 100.
Clasificación de Bieniawski
Según los datos obtenidos, para la perforación 1 se obtuvo un RMR entre 48 y
65 dando una calidad de roca entre aceptable y buena pudiéndose clasificar la
roca entre clase II y III, para la perforación 2 se obtuvo un RMR entre 50 y 64
dando una calidad de la roca entre aceptable y buena clasificándose la roca entre
clase II y III, para la perforación 3 el RMR entre 55 y 62 dando una calidad de
la roca entre buena y aceptable clasificándose entre clase II y III.
Clasificación de Barton
Según los datos obtenidos, para la perforación 1 se obtuvo un índice Q que varía
entre 3,81 y 37,70 clasificando la roca entre pobre y buena, para la perforación 2
se obtuvo un índice de Q que varía entre 5,71 y 32,95 clasificándose la roca
entre regular y buena y para la perforación 3 se obtuvo un índice Q que varía
entre 19,45 y 38,10 clasificándose la roca como de buena calidad.
Clasificación de Hoek-Brown
Los esfuerzos se obtuvieron utilizando un Software geomecánico especializado
“RocLab1” el cual se basa en el criterio de rotura de Hoek &Brown. El mismo
parte de la definición del Indice de Resistencia Geológica GSI el cual fue
descrito en el capítulo de Caracterización geomecánica. El programa
mencionado es alimentado con los valores de: resistencia a la compresión
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uniaxial de la roca intacta, GSI para el macizo estudiado, mi=25, factor de
perturbación de la excavación, tipo de excavación y cobertura. A continuación
se muestran los resultados obtenidos: GSI 50 – 65.
Los parámetros geotécnicos de Coulomb para el macizo rocoso: cohesión (c) y
ángulo de fricción interna (Ø) obtenidos a partir del Criterio de Hoek-Brown
entregaron los siguientes valores c= 2,247 Mpa, Ø=50.34°.
Los constantes de Hoek para el macizo rocoso son: mb=5.011; s=0.0067 y
a=0.504.Los parámetros geomecánicos de Hoek para el macizo rocoso son los
siguientes: resistencia a la tracción To=-0.101Mpa, resistencia compresiva
uniaxial del macizo rocoso= 6.033Mpa, resistencia global= 22.552Mpa, módulode deformación axial=11548.63Mpa.
Los esfuerzos normal (σ) y de corte (τ) así como los esfuerzos principal mayor
σ1) y principal menor (σ3) se determinaron en función de las características, se
obtuvieron los gráficos y envolventes de Mohr. En los mismos se observa que
para un σ3 =2.586 Mpa, tenemos un σ1 =34.14Mpa.
La presión actuante sobre el pilar fue calculada por medio de la división de la
carga litostática, definida esta por medio del producto del área tributaria por la
altura de sobrecarga en toneladas, sobre la sección del pilar en m2.
Se partió de un prediseño que contemplaba pilares de 5 por 5 metros con altura
de ocho (8) m y luz de diez (10) m.
Tomando en cuenta el nivel de sobrecarga, la resistencia a la compresión
uniaxial de la roca intacta y las condiciones geomecánicas de la masa de roca,
los pilares de cinco (5) metros de lado y ocho (8) metros de alto no son
recomendables debido a que el pilar con esas dimensiones no desarrolla
suficiente capacidad de soporte y trabaja con un factor de seguridad de Fs=
0,72.
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Se realizaron tanteos sucesivos hasta obtener un valor de factor de seguridad
que represente un equilibrio entre los criterios de estabilidad y las expectativas
de producción.
En ese orden de ideas, se constató que con pilares de 8 metros por 8 metros con
alturas de seis (6) metros se tiene un Factor de seguridad Fs = 1,5 lo cual se
acerca a los criterios de estabilidad aunque resulta antieconómico a la luz de las
metas de producción.
El estudio e investigación de ciertas características intrínsecas de los carbones
(sistema poroso, red microfisural, velocidad de propagación de ondas,
microdurezas Vickers, etc.) relacionadas directa o indirectamente con el gas ytensiones, han puesto de manifiesto que las diferencias existentes entre dichas
características pueden explicar el diferente comportamiento de los carbones
frente a los desprendimientos.
Se han utilizado dos carbones (Carito I y El Toro) de dos capas
estratigráficamente contiguas de una mina de la concesión minera Reina
Cristina N° 4 y con un comportamiento muy distinto frente a los fenómenosgeomecánicos. Así, mientras la El Toro es problemática y ha generado varios de
estos fenómenos, Carito I no presenta problemas.
De forma comparativa se han incluido otros dos carbones (Carito I y Carito II)
de la concesión minera Reina Cristina con características y comportamiento
muy diferente.
Los estudios por microscopía óptica de fluorescencia por reflexión, mediante los
cuales se ha analizado el sistema microfisural de los carbones, muestran ya las
primeras diferencias:
El Carito I presenta una red con fisuras predominantemente de tipo
transgranular, con acusada persistencia, regularmente repartidas, y con un grado
de interconexión bien desarrollado. En la red fisural de El Toro, que presenta un
mayor número de fisuras, predominan las intragranulares, con una menor
persistencia, se distribuyen de forma más anárquica e irregular y con menor
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grado de conectividad.
Podemos observar que el diseño de la red de fisuras, para un proceso de
desgasificación, es mucho mejor en Carito I que El Toro.
Carito I posee un sistema de fisuras con una anchura (superior a la de El Toro) y
recorrido (fisuras transgranular e intragranulares de gran persistencia) que
favorece el escape del gas, al que se unen otro sistema de fisuras de menor
anchura y repartidas de forma regular (intragranulares).
Por el contrario, el diseño y distribución del sistema microfisural y de canales de
El Toro no favorece el escape del gas (aunque el número de fisuras sea mayor
que en Carito I), ya que no tiene fisuras que canalicen el gas, presentando unamaraña de microfisuras y poros repartidos irregularmente. Digamos que el
poder de desgasificación en El Toro parece menor, aunque posea mayor número
de fisuras.
En cuanto a la clasificación microfisural de los carbones por microscopia y
utilizando la normativa soviética, extraemos como primera conclusión,
atendiendo al valor del Factor "O" (distancia media entre fisuras), que amboscarbones, Carito I y El Toro, están situados en el límite entre carbones
propensos y no propensos a fenómenos gaseodinámicos.
El Factor " O" del 14W es de 0.38 mm, y del 15E es de 0.27 mm.
Es decir, se sitúan entre carbones Clase II ("O"=0.50 mm) y Clase
III ("O "=0.14 mm) respectivamente. Si el límite entre ambas clases es de 0.32
mm, el carbón de El Toro con 0.27 mm pasa al grupo de carbones de riesgo;
mientras que el carbón Carito I con un valor de 0.38 mm, pertenecería a
carbones no propensos y sin riesgo.
Si del mismo modo atendemos al número de fracturas por centímetro (N/cm), la
conclusión es la misma. Es decir, que si el límite entre carbones susceptibles y
no susceptibles a fenómenos gaseodinámicos es de 30 fisuras/cm, el carbón de
El Toro que presenta 37/cm, supera ligeramente el límite, clasificándose en
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Clase III (ya dentro de los carbones con riesgo), mientras que el Carito I con
27/cm, muy ajustado al límite, aún no es propenso.
Respecto a los valores obtenidos para los carbones Carito I y Carito II, se
deduce que ambos se alejan del límite crítico, pudiéndose clasificar como Clase
I ó II, pero nunca susceptibles a fenómenos gaseodinámicos. El valor del factor
"O" aumenta a 0.72 y 0.62 mm (distancia media entre fracturas) y el N/cm
disminuye a 19 y 16/cm, siendo el carbón Carito I el que siempre presenta los
mejores valores.
El estudio realizado sobre las microdurezas Vickers (MV), muestra que la MV
en el carbón Carito I con un valor medio de 26.30 Kp/mm2 es ligeramente
inferior al obtenido en El Toro que es de 27.17 Kp/mm2. Las marcas obtenidasen El Toro eran isótropas, mostrando una ligera anisotropía las marcas de Carito
I. Esta anisotropía puede ser debida a las "tensiones fósiles" que el carbón
Carito I ha acumulado en su textura como resultado de los diferentes estados
tensionales que ha sufrido a lo largo de su historia geológica.
El estudio de ciertas propiedades físicas de los carbones relacionadas con la
circulación y movimiento de fluidos por el seno del carbón, revelan las
características del sistema poroso (morfología, tamaño, proporción de espaciosvacíos) de las muestras estudiadas y sus diferencias, que reflejan, a su vez, su
diferente comportamiento respecto al gas (absorción, desorción, circulación).
Se han realizado una serie de estudios (absorción de agua, succión capilar) y
calculado un conjunto de propiedades (porosidad total, porosidad abierta, grado
de relleno de poros, etc.) encaminadas a obtener una precisa caracterización de
la porosidad y distribución de tamaños de poros.
Los resultados muestran que la capa El Toro, con una porosidad abierta del 14.6
%, presenta mayor porosidad que el resto de los carbones, seguido con un 9.1 %
para el Carito I. A su vez, es el carbón que menor grado de relleno de los poros
presenta con un 44.5 % (frente al 63.7 % del Carito I), lo que indica que El Toro
es el carbón que más gas puede contener en su interior y muestra mayor
dificultad para liberarlo, al poseer mayor porosidad aislada. También
deducimos, en el laboratorio, que es el carbón que más agua acepta por
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saturación, por su mayor porosidad abierta, seguido muy de cerca por el Carito
I.
Se realizó el ensayo de absorción libre de agua por inmersión total, donde se ha
estudiado la evolución del contenido en agua respecto al tiempo, representado
por las curvas de absorción.
Las curvas obtenidas generalmente presentan rasgos comunes:
Tramo inicial recto con fuerte pendiente.
Tramo medio de cambio gradual de pendiente.
Tramo final de tendencia lineal y escasa pendiente.
Por tanto, se pueden diferenciar distintas etapas en el proceso de absorción de
agua por parte de los carbones estudiados:
Una "absorción rápida inicial" a ritmo constante frente al tiempo. Su duración
suele corresponder al primer minuto y al cabo de ese tiempo y de forma gradual,
disminuye la velocidad de absorción de agua.
Una "absorción lenta final" y prácticamente constante frente al tiempo.
De la forma de las curvas se puede apreciar que la absorción de agua (los
contenidos en agua que presentan los carbones y la velocidad con que se
alcanzan) está íntimamente ligada con las características petrográficas de lasrocas y sobre todo de las características del sistema poroso (morfología, tamaño
y proporción de espacios vacíos). De ahí, por ejemplo, la gran diferencia
existente entre las curvas de absorción de agua del carbón El Toro (que muestra
la mayor porosidad abierta) y el carbón Carito I (la de menor porosidad abierta).
Se puede apreciar un comportamiento diferente entre el carbón Carito I y El
Toro, reflejo de las diferentes características de sus sistemas porosos. Tras una primera etapa similar en ambos de absorción rápida y a ritmo constante, la
absorción de agua en Carito I se estabiliza, debido a que su porosidad abierta es
saturada, mientras que la absorción en El Toro continúa a ritmo más lento,
debido a que el agua continúa penetrando en los espacios vacíos más pequeños.
El estudio de succión capilar llevado a cabo también nos muestra el diferente
comportamiento de los carbones Carito I y El Toro, y un comportamiento muy
similar de los carbones Carito I y Carito II. De esto se deduce, una vez más, que
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el sistema poroso del es diferente al de El Toro. En Carito I predominan las
fisuras, conductos o canales (capilares) intercomunicados que favorecen la
absorción capilar y la penetración por succión (coeficiente de absorción capilar,
C=23), mientras que en el carbón de El Toro predomina un sistema poroso de
poros aislados, o ensanchamientos difícilmente comunicados, capaz de retener
mayor cantidad de agua, porque tiene mayor porosidad, pero necesita mucho
más tiempo para absorber, de ahí, su menor coeficiente de capilaridad y de
penetración (C=8).
Por último cabe reflexionar que el comportamiento de los carbones respecto al
proceso de "absorción" de un fluido (agua) puede compararse con el proceso
inverso, la "desorción " de otro fluido (gas). De ahí se deduce que la capa CaritoI, por el tipo de sistema poroso que posee, es más favorable a una desorción
rápida y total, mientras que el carbón EL Toro, que es capaz de contener más
gas porque tiene mayor porosidad, presenta más dificultades al escape del
mismo, la desorción sería más lenta y necesitaría mucho más tiempo para una
desorción total.
Por último, señalar la gran importancia que la técnica de velocidad de
propagación de ondas puede jugar en el proceso de caracterización de loscarbones, por su facilidad de manejo, rapidez y gran volumen de información
válida que puede aportar (fisuración, porosidad, humedad, composición, presión
de confinamiento, cambios de fase de fluido, grado de saturación, constantes
elásticas, etc.).
4.1.3 ANÁLISIS CINEMÁTICA DE CUÑAS
Para poder determinar el comportamiento de las posibles cuñas en las labores
subterráneas se desarrollara un mapeo geomecanico estructural, que nos
permitió identificar las potenciales cuñas.
El tamaño y forma de las cuñas potenciales en la masa rocosa circundante a esta
abertura dependen sobre todo del tamaño, forma y orientación de la abertura y
también de la orientación de los sistemas de discontinuidades significantes.
Para poder determinar la estabilidad de estos se hará uso del programa de
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computo UNWEDGE, el cual fue desarrollado especialmente para ser usado en
excavaciones mineras subterráneas en roca dura “Buena”.
Este programa es utilizado en situaciones donde los esfuerzos in situ son bajos
y donde su influencia puede ser omitida sin introducir errores significativos.
Para este caso se determino que el comportamiento de las discontinuidades de
este tipo de roca forman cuñas por tramos de las labores desarrolladas siendo
estas estables o de deslizamiento nulo tanto en techo como en pared, pero el
solo en ciertos tramos de las labores mineras se observo que las cuñas
potenciales con un factor de seguridad nulo, siendo las cuñas de techo las
potenciales cuñas inestables.
Para el sostenimiento de las labores mineras se tendrá en cuenta los parámetros
de cálculo para determinar la longitud promedio de instalación del
sostenimiento y qué tipo de sostenimiento será técnicamente adecuado
conforme a la estructura del macizo rocoso, asimismo el método de
sostenimiento será seleccionado interceptando los resultados del laboratorio,
para lo cual se empleará el siguiente cuadro:
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Investigaciones Generales
Reconocimiento sistemático del área de estudio y el área de operación
actual.
Obtención y revisión de la información geológica. Medición in situ de las características geomecanicas de la roca.
Reuniones de trabajo con el personal profesional de la empresa para
coordinar las labores a desarrollar.
El estudio e investigación de ciertas características intrínsecas de los carbones
(sistema poroso, red microfisural, velocidad de propagación de ondas,
microdurezas Vickers, etc.) relacionadas directa o indirectamente con el gas y
tensiones, han puesto de manifiesto que las diferencias existentes entre dichas
características pueden explicar el diferente comportamiento de los carbones
frente a los desprendimientos.
Se han utilizado dos carbones (Carito I y El Toro) de dos capas
estratigráficamente contiguas de una mina de la concesión minera Reina
Cristina N° 4 y con un comportamiento muy distinto frente a los fenómenos
geomecánicos. Así, mientras la El Toro es problemática y ha generado varios de
estos fenómenos, Carito I no presenta problemas.De forma comparativa se han incluido otros dos carbones (Carito I y Carito II)
de la concesión minera Reina Cristina Nº4 con características y comportamiento
muy diferente.
Los estudios por microscopía óptica de fluorescencia por reflexión, mediante los
cuales se ha analizado el sistema microfisural de los carbones, muestran ya las
primeras diferencias:
El Carito I presenta una red con fisuras predominantemente de tipotransgranular, con acusada persistencia, regularmente repartidas, y con un grado
de interconexión bien desarrollado. En la red fisural de El Toro, que presenta un
mayor número de fisuras, predominan las intragranulares, con una menor
persistencia, se distribuyen de forma más anárquica e irregular y con menor
grado de conectividad.
Podemos observar que el diseño de la red de fisuras, para un proceso de
desgasificación, es mucho mejor en Carito I que El Toro.
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Carito I posee un sistema de fisuras con una anchura (superior a la de El Toro) y
recorrido (fisuras transgranular e intragranulares de gran persistencia) que
favorece el escape del gas, al que se unen otro sistema de fisuras de menor
anchura y repartidas de forma regular (intragranulares).
Por el contrario, el diseño y distribución del sistema microfisural y de canales de
El Toro no favorece el escape del gas (aunque el número de fisuras sea mayor
que en Carito I), ya que no tiene fisuras que canalicen el gas, presentando una
maraña de microfisuras y poros repartidos irregularmente. Digamos que el
poder de desgasificación en El Toro parece menor, aunque posea mayor número
de fisuras.
En cuanto a la clasificación microfisural de los carbones por microscopia y
utilizando la normativa soviética, extraemos como primera conclusión,atendiendo al valor del Factor "O" (distancia media entre fisuras), que ambos
carbones, Carito I y El Toro, están situados en el límite entre carbones
propensos y no propensos a fenómenos gaseodinámicos.
El Factor " O" del 14W es de 0.38 mm, y del 15E es de 0.27 mm.
Es decir, se sitúan entre carbones Clase II ("O"=0.50 mm) y Clase
III ("O "=0.14 mm) respectivamente. Si el límite entre ambas clases es de 0.32
mm, el carbón de El Toro con 0.27 mm pasa al grupo de carbones de riesgo;mientras que el carbón Carito I con un valor de 0.38 mm, pertenecería a
carbones no propensos y sin riesgo.
Si del mismo modo atendemos al número de fracturas por centímetro (N/cm), la
conclusión es la misma. Es decir, que si el límite entre carbones susceptibles y
no susceptibles a fenómenos gaseodinámicos es de 30 fisuras/cm, el carbón de
El Toro que presenta 37/cm, supera ligeramente el límite, clasificándose en
Clase III (ya dentro de los carbones con riesgo), mientras que el Carito I con
27/cm, muy ajustado al límite, aún no es propenso.
Respecto a los valores obtenidos para los carbones Carito I y Carito II, se
deduce que ambos se alejan del límite crítico, pudiéndose clasificar como Clase
I ó II, pero nunca susceptibles a fenómenos gaseodinámicos. El valor del factor
"O" aumenta a 0.72 y 0.62 mm (distancia media entre fracturas) y el N/cm
disminuye a 19 y 16/cm, siendo el carbón Carito I el que siempre presenta los
mejores valores.
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El estudio realizado sobre las microdurezas Vickers (MV), muestra que la MV
en el carbón Carito I con un valor medio de 26.30 Kp/mm2 es ligeramente
inferior al obtenido en El Toro que es de 27.17 Kp/mm2. Las marcas obtenidas
en El Toro eran isótropas, mostrando una ligera anisotropía las marcas de Carito
I. Esta anisotropía puede ser debida a las "tensiones fósiles" que el carbón
Carito I ha acumulado en su textura como resultado de los diferentes estados
tensionales que ha sufrido a lo largo de su historia geológica.
El estudio de ciertas propiedades físicas de los carbones relacionadas con la
circulación y movimiento de fluidos por el seno del carbón, revelan las
características del sistema poroso (morfología, tamaño, proporción de espacios
vacíos) de las muestras estudiadas y sus diferencias, que reflejan, a su vez, sudiferente comportamiento respecto al gas (absorción, desorción, circulación).
Se han realizado una serie de estudios (absorción de agua, succión capilar) y
calculado un conjunto de propiedades (porosidad total, porosidad abierta, grado
de relleno de poros, etc.) encaminadas a obtener una precisa caracterización de
la porosidad y distribución de tamaños de poros.
Los resultados muestran que la capa El Toro, con una porosidad abierta del 14.6
%, presenta mayor porosidad que el resto de los carbones, seguido con un 9.1 % para el Carito I. A su vez, es el carbón que menor grado de relleno de los poros
presenta con un 44.5 % (frente al 63.7 % del Carito I), lo que indica que El Toro
es el carbón que más gas puede contener en su interior y muestra mayor
dificultad para liberarlo, al poseer mayor porosidad aislada. También
deducimos, en el laboratorio, que es el carbón que más agua acepta por
saturación, por su mayor porosidad abierta, seguido muy de cerca por el Carito
I.
Se realizó el ensayo de absorción libre de agua por inmersión total, donde se ha
estudiado la evolución del contenido en agua respecto al tiempo, representado
por las curvas de absorción.
Las curvas obtenidas generalmente presentan rasgos comunes:
Tramo inicial recto con fuerte pendiente.
Tramo medio de cambio gradual de pendiente.
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Tramo final de tendencia lineal y escasa pendiente.
Por tanto, se pueden diferenciar distintas etapas en el proceso de absorción de
agua por parte de los carbones estudiados:
Una "absorción rápida inicial" a ritmo constante frente al tiempo. Su duración
suele corresponder al primer minuto y al cabo de ese tiempo y de forma gradual,
disminuye la velocidad de absorción de agua.
Una "absorción lenta final" y prácticamente constante frente al tiempo.
De la forma de las curvas se puede apreciar que la absorción de agua (los
contenidos en agua que presentan los carbones y la velocidad con que se
alcanzan) está íntimamente ligada con las características petrográficas de las
rocas y sobre todo de las características del sistema poroso (morfología, tamañoy proporción de espacios vacíos). De ahí, por ejemplo, la gran diferencia
existente entre las curvas de absorción de agua del carbón El Toro (que muestra
la mayor porosidad abierta) y el carbón Carito I (la de menor porosidad abierta).
Se puede apreciar un comportamiento diferente entre el carbón Carito I y El
Toro, reflejo de las diferentes características de sus sistemas porosos. Tras una
primera etapa similar en ambos de absorción rápida y a ritmo constante, la
absorción de agua en Carito I se estabiliza, debido a que su porosidad abierta essaturada, mientras que la absorción en El Toro continúa a ritmo más lento,
debido a que el agua continúa penetrando en los espacios vacíos más pequeños.
El estudio de succión capilar llevado a cabo también nos muestra el diferente
comportamiento de los carbones Carito I y El Toro, y un comportamiento muy
similar de los carbones Carito I y Carito II. De esto se deduce, una vez más, que
el sistema poroso del es diferente al de El Toro. En Carito I predominan las
fisuras, conductos o canales (capilares) intercomunicados que favorecen laabsorción capilar y la penetración por succión (coeficiente de absorción capilar,
C=23), mientras que en el carbón de El Toro predomina un sistema poroso de
poros aislados, o ensanchamientos difícilmente comunicados, capaz de retener
mayor cantidad de agua, porque tiene mayor porosidad, pero necesita mucho
más tiempo para absorber, de ahí, su menor coeficiente de capilaridad y de
penetración (C=8).
Por último cabe reflexionar que el comportamiento de los carbones respecto al
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proceso de "absorción" de un fluido (agua) puede compararse con el proceso
inverso, la "desorción " de otro fluido (gas). De ahí se deduce que la capa Carito
I, por el tipo de sistema poroso que posee, es más favorable a una desorción
rápida y total, mientras que el carbón EL Toro, que es capaz de contener más
gas porque tiene mayor porosidad, presenta más dificultades al escape del
mismo, la desorción sería más lenta y necesitaría mucho más tiempo para una
desorción total.
Por último, señalar la gran importancia que la técnica de velocidad de
propagación de ondas puede jugar en el proceso de caracterización de los
carbones, por su facilidad de manejo, rapidez y gran volumen de información
válida que puede aportar (fisuración, porosidad, humedad, composición, presión
de confinamiento, cambios de fase de fluido, grado de saturación, constanteselásticas, etc.).
Análisis de Estabilidad de Excavaciones Subterráneas
Para este análisis se empleara los softwares especializados en mecánica
de rocas como son: El DIPS, UNWEDGE, EXAMINE, cuyos resultados
se detallan a continuación.
Análisis De Las Familias Estructurales De Discontinuidades Con Aplicación
Del Software Dips
Interpretación de Resultados:
La figura que se obtendrá del Software de mecánica de rocas Dips de los
datos que se obtengan de laboratorio y de campo, nos determinara la
proyección estereográfica de las familias de discontinuidades
obtenidas a partir del mapeo geomecánico aplicándose el método de
registro lineal para secciones de labores mineras de 2.4 m x 2.4 m. y
2.4 m x 2.1 m.
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Análisis De Cuñas De Estabilidad Con Aplicación De Software Unwedge
Interpretación de Resultados:
La figura obtenida del Software de mecánica de rocas Unwedge de los
datos de laboratorio y campo nos determinara la estabilidad de las cuñas
que pueden desprenderse de las cajas techos de las labores mineras.
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CAPITULO V
5.1 Diseño Detallado de los Botaderos, Incorporando Secuencia de Llenado Del
Mismo y Medidas de Control de Estabilidad Física, Además de Implementar
Recomendaciones del EIA.
5.1.1 Proyecto Básico
Una de las herramientas básicas para el buen desarrollo de un proyecto de
botadero de desmonte manual o de un sistema integrado de disposición final de
material estéril es la ejecución de un levantamiento topográfico del terreno, que
permita observar su extensión y diferencias de altura, resumidas estas en un
plano; otra herramienta la constituyen los planos con el diseño y los detalles del
proyecto.
Levantamiento topográfico:
Una vez definido el sitio, se contratará el levantamiento topográfico y se
solicitará el plano con el terreno original a una escala de 1:250 ó 1:500, con las
elevaciones representadas con curvas de nivel por cada metro y acotadas cada
cinco metros. El lindero, la identificación de los terrenos vecinos, la ubicación
de la vía principal, el camino de acceso, el drenaje natural, la localización del
banco de material y otras características especiales pueden ser señalados en este
plano. En caso de que no se cuente con personal profesional o capacitado para
esta actividad, el titular minero puede contratar a un topógrafo bajo la
orientación del técnico especialista o solicitar este servicio a un Consultor
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Externo.
En caso de que no sea posible contar con equipos de topografía o niveles de
precisión para determinar el área del terreno y su capacidad volumétrica, se
pueden levantar las medidas con cinta métrica y nivel de mano.
5.1.2 Diseño del Botadero de Desmonte
El diseño materializa la concepción de la obra en general y tiene como
objetivo orientar su desarrollo y planificar su construcción. El diseño básico
contemplará la delimitación del área total del sitio y del terreno que deberá ser
rellenado sucesivamente e indicará el método de construcción, el origen de la
tierra de cobertura y la disposición de las obras de infraestructura.
Además, en las memorias se presentará el cálculo de la vida útil del relleno, su
uso y el costo global estimado del proyecto.
Detalles del Proyecto:
El diseño se deberá presentar dentro de los dibujos en planta y los diversos perfiles del proyecto, especificaciones tales como:
• La configuración del terreno original y la delimitación del área total.
• La adecuación inicial del terreno y la disposición en planta de las obras deInfraestructura y construcciones auxiliares (si existiese).
• Detalles de las obras de acceso, drenajes principales y construccionesauxiliares.
• El orden del proceso constructivo para orientar la operación del relleno.
• Las configuraciones parciales del relleno de acuerdo con el avance al primer año.
• La configuración final del relleno, incluido su tratamiento paisajístico.
Cálculo del volumen necesario para el botadero de desmonte
Los requerimientos de espacio del botadero están en función de:
• La producción total de desmonte.
• La cobertura de recolección (la condición crítica de diseño es recibir el100% de los residuos generados).
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• La densidad de los desmontes estabilizados en el botadero manual.
• La cantidad del material de cobertura (20-25%) del volumen compactado dedesmonte.
V diario =DCp Dd
Donde:
Vac = Vdiario * 365
V : Volumen de desmonte por disponer en un día (m3 /día)
V : Volumen de desmonte en un año (m3 /año)
DCp : Cantidad de desmonte producidos (Ton /día); 2% Prod./díamineral.
365 : Equivalente a un año (días)
D : Densidad del desmonte recién compactado (kg /m3).
Calculo:
V diario 0.2 Ton = dia = 0.072m3 / dia 2.75 Ton m3
Vac= 0.072m3 / dia * 365dias 26.55m3
Calculo del volumen de material de cobertura
m.c Vac *(0.20 ó 0.25)
Donde:
m.c : Material de cobertura equivalente al 20 a 25% del volumen de losdesechos recién compactados.
m.c 26.55m3 * 0.25 = 6.64m3
Volumen del Botadero de desmonte
Con los resultados obtenidos de las formulas anteriores, se puede calcular el
volumen del botadero de desmonte para el primer año, así:
Vbotadero =Vac m3
Donde:
Vbotadero: Volumen del botadero (m3/año)
Vbotadero = 26.55 * 6.64 = 33.19m
3
/ año
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Cálculo del área requerida:
Con el volumen se puede estimar el área requerida para la construcción del
botadero, con la profundidad o altura que tendría el relleno. Esta solo se
conocerá si se tiene una idea general de la topografía. El relleno manual debe
proyectarse para un mínimo de cinco años y un máximo de diez. Sin embargo,
algunas veces es necesario diseñarlo para menos de cinco años si se considera
la dificultad de encontrar terrenos disponibles. Este tiempo se llama vida útil o
periodo de diseño. El área requerida para la construcción de un botadero
manual depende principalmente de factores como:
• Cantidad de desmonte que se deberá disponer;
• Cantidad de material de cobertura;
• Densidad de compactación de los desmontes;
• Profundidad o altura del botadero;
• Áreas adicionales para obras complementarias.
A partir de la ecuación del cálculo de volumen de botadero de desmonte,
podremos estimar las necesidades de área.
A = V botadero
RS = Hb
Donde :
V : Volumen de botadero de desmonte (m3/año)
ARS : Área por rellenar sucesivamente (m2)
Hb : Altura o profundidad media del botadero (m)
ARS = 33.18m / 8m = 4.14m2
Calculo para el primer año, por toda la vida útil estimada de 10 años será de:41.48 m2 aproximadamente de 50 m2 (5 m x 10 m) y el área total requeridaserá:
Donde:
At = F * ARS
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At : Área total requerida (m2)
F : Factor de aumento del área adicional requerida para las vías de penetración, áreas de retiro a linderos, patio de maniobras, etc. Este es entre20-40% del área que se deberá rellenar.
At = F * ARS
At = 0.3 * 4.14 = 1.24m2
Área Total:
AT + At = ARS
1.24 + 4.14 = 5.38m2
Para 10 años de vida útil será: 53.82m2, aproximadamente 60m2 (10m x 6m).
5.1.3 Diseño de Taludes
Obras de Tierra:
Los botaderos de desmonte son obras de ingeniería construidas en el suelo y
muchas de sus estructuras o partes son ejecutadas con tierra. Entre las
principales obras de un botadero figuran: Construcción de terraplenes o diques
de contención, construcción de bermas de equilibrio, excavación de trincheras,
excavación de canales de drenaje, construcción de accesos en tierra y de capasde tierra compactada para impermeabilización o protección.
En las etapas de construcción y operación, uno de los principales aspectos que
se debe tener en cuenta para el botadero de desmonte manuales es la
estabilidad de los taludes de tierra y de los terraplenes.
Definición de Talud:
Se denomina talud a la superficie que delimita la explanación lateralmente. Encortes, el talud está comprendido entre el punto de chaflán y el fondo del
canal. En terraplenes, el talud está comprendido entre el chaflán (pata del
terraplén) y el borde de la berma La convención usada para definir el talud es
en la forma de "S" unidades en sentido horizontal por una unidad en sentido
vertical.
Taludes en Corte:
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Teniendo en cuenta que para la construcción de un botadero manual se
recomienda que el terreno sea de un material relativamente impermeable
(arena fina mezclada con limo, arcilla) y que las alturas del corte (H) sean
menores de 5 metros (ver: Criterios de Diseño) se puede establecer que no se
requieren estudios de estabilidad para definir el talud más apropiado. Para un
corte de baja altura se puede recomendar un talud único (2:1); para alturas
mayores podrán requerirse dos taludes diversos; en algunos casos, se sugerirá
la construcción de bermas o banquetas intermedias.
5.1.4 Método de Análisis
Los análisis se efectuaron para las condiciones estática y Pseudo estática. Este
método de análisis emplea superficies potenciales de falla circulares, sobre unrango propicio de búsqueda, en el talud de la sección analizada,
determinándose para cada caso, los factores de seguridad correspondientes. El
resultado del análisis muestra el menor Factor de Seguridad del conjunto de
superficies analizadas, y la superficie critica de falla para la cual se obtiene
dicho valor.
5.1.5 Factores De Seguridad
Los valores mínimos de los FS obtenidos en los análisis de estabilidad
considerados en la práctica de ingeniería, de acuerdo con los estándares
internacionales, se resumen en el cuadro siguiente:
Cuadro: Factores de Seguridad Mínimos para botaderos de desmonte
Condición Estándar Criterio de Seguridad
1. Estático F.S del Método de equilibrio limite
FOS: 1.5 Condición de Operación
FOS: 1.7 Condición de Abandono
2. Pseudo Estático Perdida de Estabilidad F.S = 1.0
Nota: FOS= Factor de Seguridad (Factor Of Safety)
Hay que indicar que los valores que se obtienen de los cálculos de estabilidad
sísmica empleando el método Pseudo estático, simula el efecto sísmico
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empleando una fuerza horizontal permanente que actúa en un solo sentido.
Esta concepción es conservadora, puesto que el efecto sísmico es oscilante,
intransigente por naturaleza y el lapso de tiempo en que se produce es
relativamente corto.
5.1.6 Selección del Método de Relleno
Como ya se mencionó, el diseño del botadero depende del método adoptado,
trinchera, área o su combinación, de acuerdo con las condiciones topográficas
del sitio, las características del suelo y la profundidad del nivel freático.
El diseño debe presentar de la siguiente manera los planos que orienten la
construcción del botadero de desmonte.
• Conformación del terreno originalLa conformación del terreno original es obtenida a partir del levantamientotopográfico del sitio donde se construirá el botadero, y es necesaria paraelaborar los cálculos y el diseño de la obra.
• Configuración inicial del desplante o suelo de soporte
Generalmente, el sitio seleccionado debe ser preparado, tanto para construir las
obras de infraestructura necesarias como para brindar una adecuada base de
soporte al botadero de desmonte y obtener el material de cobertura del propioterreno.
Estos cambios se presentan en un plano topográfico a fin de orientar al
constructor en el movimiento de tierras.
5.1.7 Secuencia De Llenado
01) Terreno preparado para la construcción del relleno (botadero dedesmonte).
02) Primera descarga para la conformación de la celda diaria (desmontediario).
03) Esparcimiento de desmonte en un área limitada por celdas.
04) Compactación de franja con pisón de mano.
• Configuración final del relleno: Es la conformación del terreno una vez que setermine su vida útil. Es importante representarla en un plano topográfico para
presentar los niveles máximos que alcanzará la obra de acuerdo con la visión
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del proyectista.
• Configuraciones parciales del relleno: La(s) configuración(es) parcial(es) delrelleno representa(n) el avance de la construcción y sirve(n) de guía alconstructor para los controles correspondientes.
5.1.8 Medidas de Control de Estabilidad Física
5.1.8.1 Diseño del Canal Interceptor de Aguas de Escorrentía
Es importante estudiar la precipitación pluvial del lugar, con el fin de
establecer las características de los drenajes perimetrales y las obras
necesarias. Así se minimizará la producción del líquido percolado y se evitará
la degradación superficial por acción de escorrentías. Las aguas de lluvia que
caen sobre las áreas vecinas al botadero suelen escurrirse hasta él, lo que
dificulta la operación del relleno. Interceptar y desviar el escurrimiento de
aguas de lluvia por medio de un canal perimetral fuera del botadero de
desmonte es, pues, un elemento fundamental de su infraestructura, que
contribuirá a reducir el volumen del líquido percolado y mejorar las
condiciones de operación y estabilidad física. Es necesario construir un canal
en tierra o suelo-cemento de forma trapezoidal y dimensionarlo teniendo en
cuenta las condiciones de precipitación local, el área tributaria, las
características del suelo, la vegetación y la pendiente del terreno.
Si por las características del lugar se requiere mayor precisión, se puede
calcular el caudal que aporta la cuenca mediante el método racional y las
dimensiones del canal según la siguiente fórmula:
Qp =Ki * Ad
Qp =3.6 *106
Donde:
Qp = Caudal que ingresa o máximo escurrimiento (m3/seg)
K = Coeficiente de escurrimiento.
i = Intensidad de la lluvia para una duración igual (mm/hora)
Ad = Área de la cuenca (m2)
tc = Tiempo de concentración [min.]
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El canal debe ser trazado por la curva de nivel más alta a la que llegará el
borde del botadero y deberá garantizar una velocidad máxima promedio de 0,5
metros por segundo, que no provoque erosión excesiva; el tamaño de la
sección del canal se podrá calcular usando la siguiente ecuación:
Donde:
A = Qp v
A = Área de la sección de la zanja (m2)
v = Velocidad máxima promedio (m/seg.)
Una vez hallada el área de la sección, se deciden las dimensiones, sobre la
base de las recomendaciones anteriores.
5.1.8.2. Drenaje superficial
Se debe evitar construir el botadero “sobre” alguna pequeña corriente o
nacimiento de agua. Cuando solo se cuenta con terrenos cenagosos o
pantanosos, estos pueden aprovecharse para construir un botadero de desmonte
manual bajando el nivel freático de manera permanente, lo que se logra con el
siguiente procedimiento.
• Excavar una o varias zanjas de drenaje en la parte inferior del terreno, con
la profundidad que se requiera en cada caso, hasta confirmar que las primeras
capas de basura en la base del terreno estén a un mínimo de un metro sobre el
nivel más alto del agua y que el suelo sea arcilloso.
• Colocar una tubería perforada de concreto y llenar la zanja con piedra y
grava, a manera de filtro.
• Cubrir con tela de ingeniería (geotextil) o un material similar el drenaje de
piedra para evitar su colmatación. Es adecuado el polipropileno, que se puede
obtener de los costales o sacos usados.
• Colocar una capa de 0,3 a 0,6 metros de material arcilloso compactado sobre la
tela para garantizar el aislamiento entre la superficie superior del drenaje y los
desmontes y evitar así una posible contaminación del agua.
• Tener cuidado de no cruzar los drenajes del líquido percolado con la zanja de
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drenaje para abatir el nivel del agua.
5.1.8.3 Cortes y Conformación de Taludes del Terreno
Debido a las grandes variaciones en el tipo y disposición de los materiales, es
indispensable analizar la estabilidad del terreno para definir el talud másapropiado. Se puede establecer como norma que para un corte de más de siete
metros de altura, se deberá realizar el estudio de estabilidad con base en
principios de la geotecnia. Para alturas menores, casi siempre se podrá definir
el talud con base en la clasificación de las rocas y suelos y en el estado de
disposición de los materiales de corte. Para un corte de baja altura (menor de
cinco metros), se puede recomendar un único talud; para alturas mayores, sería
mejor tener dos taludes diferentes, mientras que en otros casos será necesariala construcción de bermas o banquetas intermedias.
Los taludes del terreno se dejan de tal manera que no causen erosión y puedan
darle buena estabilidad al relleno. Estos pueden ser desde verticales hasta del
tipo 2:1 (horizontal: vertical), dependiendo del tipo de suelo.
La superficie de las terrazas o terraplenes deberán tener una pendiente del 2%
con respecto a los taludes interiores, a fin de conducir las aguas de lixiviado a
las zanjas de drenaje y evitar encharcamientos cuando se usen como vías
temporales de acceso; lo anterior contribuye también a brindar estabilidad a la
obra.
5.1.8.4. Construcciones Auxiliares
Las construcciones auxiliares que se proponen son pequeñas y de bajo costo.
Se condicen con la vida útil prevista para el botadero de desmonte, siempre
dentro de un marco de máxima economía que recurre al empleo intensivo demano de obra en todas las actividades del relleno.
Cerco Perimetral:
Se debe encerrar el terreno con un cerco de potrero de 1,5 metros de altura,
hecho con alambre de púas (galvanizado, calibre 12, de 10 púas por metro
lineal) de cinco hiladas y que tenga un portón de entrada para impedir el libre
paso del ganado al interior del Botadero. De hecho, esto entorpece la
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operación y destruye las celdas de residuos, especialmente cuando se retiran
los trabajadores. El portón, además, restringe el ingreso de personas, dándole
un poco más de disciplina y seguridad a la obra.
Área de Amortiguamiento y Protección:
En muchos casos también resulta necesario dejar libre una franja de terreno de
5 a 20 metros entre el lindero y la zona de terraplenes o zanjas con residuos, a
fin de contar con una zona de amortiguamiento que mitigue los posibles
efectos negativos de las operaciones con basura en los predios vecinos. En esta
área de retiro es importante colocar un cerco vivo de árboles y arbustos que
impida que los vecinos y transeúntes vean los desmontes y la operación del
relleno. En ocasiones, se pueden usar los excedentes de tierra de las trincherasexcavadas para levantar una especie de biombo o pantalla con el mismo fin.
Acabado Final y Asentamiento:
La colocación de las capas de la cobertura final y la siembra de pasto en los
terraplenes terminados que ya no recibirán más residuos requieren gran
atención porque contribuyen al buen funcionamiento del relleno y mejoran su
aspecto. Es conveniente, entonces, acelerar el proceso de siembra colocando
terrones con césped al menos en 10% del área, a fin de que la obra se
armonice rápidamente con el paisaje natural del entorno.
Al terminar la vida útil de un botadero de desmonte, se debe colocar un nuevo
cartel o letrero que informe a toda la población vecina y a los transeúntes que
aquel se encuentra en etapa de cierre. Pasado un tiempo prudencial en el que se
haya conseguido su estabilización y se lo haya acondicionado como área
natural o zona verde, se recomienda destacar que el terreno está constituido
sobre un botadero de desmonte ya clausurado
5.1.8.5 Sugerencias
De acuerdo a las alternativas de cierre planteadas, la mejor alternativa y la más
viable es la estabilidad física
El método más adecuado para la estabilización física, de acuerdo a las
características físicas; volumen, emplazamiento y costo de ejecución. La
alternativa de solución idónea es el Método de Banquetas, método en el cual
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se usa el mismo material para su estabilización, con movimientos de material,
aliviando la carga superior y tendiendo la pendiente del talud para adoptar una
inclinación estable en condiciones estáticas y pseudo estáticas.
5.1.9. Implementación de recomendaciones al EIA
5.1.9.1 Prevención de Efectos Ocupacionales
La contaminación por polución y gases, además del incremento de los niveles
de ruido en las áreas de trabajo generan un riesgo sobre la salud de los
trabajadores. Las partículas en suspensión en las áreas de trabajo estarán por
debajo de los niveles máximos permisibles establecidos por la autoridad
competente. A continuación se detallan las medidas relevantes para la
prevención de efectos ocupacionales: Usar equipo de protección personal tales como: casco, botas con punta de
acero, guantes, zapatos de seguridad, lentes protectores, protectores de ruido,
correa de seguridad, etc. de acuerdo al tipo de trabajo que realizarán las
personas.
Disposición de carteles, indicadores de peligro y señalización de labores,
maquinarias y equipos.
Los trabajadores que laboren en áreas de elevados niveles de ruido y prolongado deberán utilizar tapones de oído.
Efectuar jornadas de capacitación a los trabajadores y a la comunidad sobre
normas de seguridad y salud ambiental. Editar boletines, etc.
5.1.9.2 Manejo de Grasas y Aceites
Las características y medidas de seguridad que se tendrán presente para este
caso será, el manejo de los productos tanto los ruidos que se generan por el
funcionamiento de las maquinarias y equipos dentro del área de trabajo, loscuales se podrá mitigar.
En su almacenamiento como en su utilización, cuyas medidas serán las
siguientes:
El almacenamiento de aceites y lubricantes en volúmenes estrictamente
necesarios, en cilindros herméticos con tapa, serán colocados sobre lozas de
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concreto en uno de los ambientes del almacén especialmente implementados
para tal función.
El cilindro o cilindros empleados en el almacenamiento de lubricantes usados
serán dispuestos temporalmente en una plataforma de concreto especialmente
preparada para este fin, hasta ser trasladados para su desecho o reciclaje.
En caso de derrames que ocurriera a pesar de las medidas tomadas, se retirará
el suelo contaminado y se recuperará el combustible derramado usando paños
absorbentes para hidrocarburos; los mismos que serán dispuestos en
recipientes adecuados y sellados y serán entregados a Empresas Prestadoras de
Servicios de Residuos Sólidos (EPS-RS) para que se encarguen de su manejo,
transporte y disposición final. Es alternativo el uso de una poza de
volatilización. Los filtros de aceite usados se almacenarán en un cilindro de 55 galones con
tapa desmontable, estos residuos serán entregados a Empresas Prestadoras de
Servicios de Residuos Sólidos (EPS-RS) para que se encarguen de su
disposición final.
Se tomará las precauciones necesarias para prevenir y controlar fugas o
derrames mediante equipos y procedimientos de limpieza.
Se motivará al personal para manipular aceites y grasas en forma eficiente.
Evitar el quemado de aceites en todo el ámbito, pues ocasionarían la
contaminación del aire con gases de combustión.
Se capacitará al personal de trabajadores respecto a las hojas MSDS (Material
Safety Data Sheet) de las sustancias peligrosas utilizadas en el proyecto.
Los datos de Hojas de Seguridad - MSDS de grasas y aceites, se exhibirán en
lugares visibles y estará a disposición de los usuarios.