Plan Minado Jesús Poderoso

PLAN DE MINADO ANUAL 2015 U.E.A. “JESÚS PODEROSO” CONCESIÓN MINERA: “JESÚS PODEROSO N° 11”

CIA. MINERA AGREGADOS CALCÁREOS S.A. MAYO – 2,015

INDICE Pag. 1.

Plano General de Ubicación de Todas las Instalaciones.------------------------------- 01

2.

Información General.------------------------------------------------------------------------------ 01 2.1. Base Legal.------------------------------------------------------------------------------------ 01 2.2. Del Derecho Minero.------------------------------------------------------------------------ 01 2.3. Ubicación y Accesibilidad.----------------------------------------------------------------- 02 2.3.1. Ubicación.------------------------------------------------------------------------------

02

2.3.2. Accesibilidad.-------------------------------------------------------------------------- 02 3.

Geología.--------------------------------------------------------------------------------------------- 03 3.1. Geología Local.------------------------------------------------------------------------------- 03 3.2. Geología Regional.-------------------------------------------------------------------------- 03

4.

Estimación de Recursos.------------------------------------------------------------------------ 06 4.1. Reservas de Mineral.----------------------------------------------------------------------- 07 4.2. Tiempo de Vida del Yacimiento.--------------------------------------------------------- 07

5.

Explotación del Yacimiento.--------------------------------------------------------------------- 08 5.1. Parámetros de Diseño.--------------------------------------------------------------------- 08 5.2. Planeamiento de Minado.------------------------------------------------------------------ 08 5.2.1. Planeamiento de Minado a Corto Plazo.---------------------------------------

08

5.2.2. Planeamiento de Minado a Mediano Plazo.----------------------------------- 09 5.2.3. Planeamiento de Minado a Largo plazo.---------------------------------------

09

5.3. Producción Programada Año 2015.----------------------------------------------------- 09 5.4. Labores Programadas para Año 2015.------------------------------------------------- 09 5.5. Método de Explotación del Yacimiento.------------------------------------------------ 10 5.5.1. Diseño de Bancos de Explotación.----------------------------------------------

10

5.5.2. Ciclo de Minado.---------------------------------------------------------------------- 10 5.5.2.1. Decapeo.------------------------------------------------------------------------- 10 5.5.2.2. Desbroce.------------------------------------------------------------------------ 11 5.5.2.3. Explotación.---------------------------------------------------------------------

11

5.5.2.4. Clasificación.-------------------------------------------------------------------- 11

6.

5.5.2.5. Acarreo y Transporte.--------------------------------------------------------

12

5.5.3. Equipos y Maquinaria.--------------------------------------------------------------

12

5.5.4. Fuerza Laboral.-----------------------------------------------------------------------

12

Estudio Geotécnico.------------------------------------------------------------------------------- 13

6.1. Investigación Geomecánica.-------------------------------------------------------------- 13 6.1.1. Investigaciones Geotécnicas de Campo.--------------------------------------

13

6.1.2. Investigación Geomecánica de Laboratorio.----------------------------------

13

6.2. Análisis de la Información.----------------------------------------------------------------- 14 6.2.1. Mapeo Geomecánico.--------------------------------------------------------------- 14 6.3. Caracterización del Macizo Rocoso.---------------------------------------------------- 15 6.4. Parámetros de Resistencia del Macizo Rocoso.------------------------------------- 16 6.5. Clasificación Geomecánica.--------------------------------------------------------------- 17 6.6. Análisis de Estabilidad Física y Diseño de Taludes.-------------------------------- 17 6.6.1. Método de Cálculo.------------------------------------------------------------------

17

6.6.2. Criterios de Diseño.-----------------------------------------------------------------

18

6.6.3. Elección de Parámetros Geotécnicos.------------------------------------------

18

6.6.4. Análisis de Estabilidad de Taludes.---------------------------------------------- 18 7.

Diseño del Botadero de Desmonte.----------------------------------------------------------- 19 7.1. Generalidades.------------------------------------------------------------------------------- 19 7.1.1. Objetivos.------------------------------------------------------------------------------- 19 7.1.2. Criterios de Diseño.------------------------------------------------------------------ 20 7.2. Descripción del Área de Estudio.-------------------------------------------------------- 20 7.2.1. Hidrografía de la Zona.-------------------------------------------------------------

21

7.3. Meteorología.--------------------------------------------------------------------------------- 21 7.3.1. Fuente de Información.-------------------------------------------------------------

21

7.3.2. Precipitación Pluvial.----------------------------------------------------------------

22

7.3.3. Caudal de Diseño.-------------------------------------------------------------------

22

7.4. Investigación de Ensayos de Laboratorio.--------------------------------------------- 25 7.4.1. Ensayos de Laboratorio.-----------------------------------------------------------

25

7.5. Determinación de los Parámetros Geotécnicos.------------------------------------

25

7.6. Análisis de Estabilidad Física y Diseño de Taludes.-------------------------------- 26 7.6.1. Método de Cálculo.------------------------------------------------------------------

26

7.6.2. Factores de Seguridad.-------------------------------------------------------------

26

7.6.3. Condiciones de Análisis.-----------------------------------------------------------

27

7.6.4. Análisis de Botadero de Desmonte.---------------------------------------------

28

7.6.5. Parámetros de Diseño.-------------------------------------------------------------

28

7.7. Análisis de Estabilidad Física.------------------------------------------------------------ 29 7.8. Análisis de Estabilidad Química.--------------------------------------------------------- 29 7.8.1. Resultados de la Prueba de Potencial Neto de Neutralización.---------- 29 8.

Diseño del Polvorín, Medidas de Seguridad y Manejo de Contingencias.---------- 30

8.1. Diseño de Polvorín de explosivos.------------------------------------------------------- 31 8.2. Medidas de Seguridad del Polvorín de Explosivos”.-------------------------------- 31 9.

Medidas de Seguridad y Salud Ocupacional.---------------------------------------------- 33 9.1. Reglamento Interno y Salud Ocupacional.-------------------------------------------- 33 9.2. Organigrama de la Unidad Minera “Jaime”.------------------------------------------- 34 9.3. Estándares de Seguridad.----------------------------------------------------------------- 34 9.4. Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro (PETS).------------------------------ 34 9.5. Programa de Capacitación al Personal.------------------------------------------------ 34

10. Cronograma de Ejecución de las Actividades.--------------------------------------------- 34

LISTA DE ANEXOS Anexo A

:

Lista de planos 01 : Plano de Ubicación 02 : Plano General 03 : Plano Diseño del Tajo (Zona 1) 04 : Plano Diseño del Tajo (Zona 2) 05 : Plano Distancia Poblados 06 : Plano Geológico 07 : Plano Geomecánico 08 : Plano Diseño del Botadero B-1

Anexo B

:

Caracterización del Macizo Rocoso o Registro Geomecánico o Clasificación Geomecánica o Proyección Estereográfica

Anexo C

:

Ensayos de Laboratorio

Anexo D

:

Análisis de Estabilidad Física de Taludes y Botadero de Desmonte

Anexo E

:

Documentos o Aprobación D.I.A. o Constancia de pequeño Productor Minero o Titularidad o Convenio

Anexo F

:

Registro Fotográfico

Anexo G

:

Sismicidad 1. Mapa de zonificación Sísmica del Perú 2. Mapa de Distribución de Máxima Intensidad Sísmica 3. Mapa de Isoaceleraciones 4. Mapa de Zonificación del Coeficiente Sísmico

Anexo H

:

Medidas de Seguridad y Salud Ocupacional o Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional o Estándares de Seguridad y Medio Ambiente o Procedimientos Escritos de trabajo Seguro PETS o Programa de Capacitación al Personal

Anexo I

:

Registros Meteorológicos o Precipitación Máxima en 24 Horas o Precipitación Total Mensual o Humedad Relativa o Temperatura o Dirección y Velocidad del Viento

Anexo J

:

Personal Profesional que Participo en la Elaboración del Plan de Minado

Compañía Minera Agregados Calcáreos S.A. Plan de Minado / Jesús Poderoso N° 11.

PLAN DE MINADO ANUAL 2015 U.E.A.

:

“JESÚS PODEROSO”

UNIDAD

:

“JESÚS PODEROSO N° 11”

CANTERA

:

“JESÚS PODEROSO N° 11”

1. PLANO GENERAL DE UBICACIÓN DE TODAS LAS INSTALACIONES Ver Plano 1 Anexo A (Plano General), donde se detallan las instalaciones que conforman el proyecto “Jesús Poderoso N° 11” como s on: cantera, botadero de desmonte, campamento, vías de acceso, no se cuenta con planta de beneficio por que el material económico (Silicato) es transportado a la ciudad de Lima para su beneficio y comercialización; así mismo en el Plano se muestra área del convenio realizado con la comunidad Campesina de Remaycancha Chicata Ancal, el cual es por toda la Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11” .

2. INFORMACIÓN GENERAL 2.1. BASE LEGAL El presente Plan de Minado para la Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11”, UEA “Jesús Poderoso”, de Compañía Minera Agregados Calcáreos S.A., se realizó en cumplimiento de los dispositivos legales vigentes. -

Texto único Ordenado por la Ley General de Minería – Decreto Supremo N° 014-94-EM.

-

Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional D.S. N° 055-2010-EM.

-

Autorización para Inicio/Reinicio de Actividades de Explotación en Concesiones Mineras Metálicas/No Metálicas (Incluye Aprobación de Plan de Minado) y Modificaciones Anexo I – D.S. Nº 018-92-EM.

-

Ley del Pequeño Productor Minero D.S. Nº 013-2002-EM.

2.2. DEL DERECHO MINERO La Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11”, de Comp añía Minera Agregados Calcáreos S.A., cuenta con una extensión de 199.61 Has.

con

código único del INACC N° 08020278X01, es un derech o minero por sustancias no-metálicas. El Titular Compañía Minera Agregados Calcáreos S.A. cuenta con la calificación de Pequeño Productor Minero (PPM) se adjunta copia de la calificación correspondiente.

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2.3. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD 2.3.1. UBICACIÓN La Ubicación Política de la Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11” se encuentra en el Distrito de Quilcas e Ingenio, Provincia de Huancayo, en el Departamento de Junín; a una altitud comprendida entre los 4,350 a 4,450 m.s.n.m. el área de la Concesión Minera es equivalente a 199.61 Has. El Proyecto se encuentra aproximadamente a 14.89 Km. en línea recta al noreste de la ciudad de Concepción. El Proyecto se encuentra ubicado en la Carta Nacional del I.G.N. (Instituto Geográfico Nacional) denominada 24 – M (Jauja) tiene las siguientes coordenadas UTM como se muestra en el cuadro Nº 2-01. Cuadro 2-01.Coord. UTM. PSAD-56 Derecho Minero “Jesús Poderoso N° 11”. Coordenadas UTM Psad – 56 Vértice Este

Norte

V1

478,183.09

8,692,612.26

V2

479,091.87

8,690,832.83

V3

478,202.15

8,690,378.44

V4

477,293.38

8,692,157.87

La altitud promedio es de 4,400 m.s.n.m. 2.3.2. ACCESIBILIDAD El acceso al Proyecto “Jesús Poderoso N° 11” por ví a Terrestre desde la ciudad de Lima, es relativamente fácil a través de la Carretera central y una trocha carrozable, Lima – La Oroya – Concepción – Cantera “Jesús Poderoso N° 11”, con un recorrido total de 317 Km., el que se resume en el cuadro 2-02. Cuadro 2-02. Acceso de Lima a la zona del Proyecto Minero. Ruta

Distancia (Km)

Tipo de Vía

Lima – La Oroya

181

Asfaltado

La Oroya – Concepción

104

Asfaltado

Concepción – Cantera

32

Trocha

TOTAL

317

----

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3. GEOLOGÍA 3.1. GEOLOGÍA LOCAL La concesión Jesús Poderoso N°11 está constituido b ásicamente por material morrenico y el grupo mitu (riolita, dacita, conglomerados, areniscas y arcillas) donde no existe la presencia de afloramientos de intrusivos. La ocurrencia mineral que se presenta es un silicato aluminoso, la cual tiene planos de fractura paralelos, por tanto el material sale en lajas.

3.2. GEOLOGÍA REGIONAL Grupo MITU (Ps-m) El nombre de Grupo Mitu fue introducido por Mc Laughlin d. (1924) para referirse a una secuencia de areniscas rojas permianas expuestas en el Perú Central, en la localidad de Mitu en Pasco.

Durante la génesis de sus

depósitos se han producido etapas volcánicas, las cuales forman una secuencia de intercalación en conjunto con sus pares de naturaleza clástica. Depósitos indistintos de volcanitas se van a encontrar indistintamente intercaladas con las areniscas (Newell N., et al, 1949; Laubacher G., 1978; Marocco R., 1978, entre otros). Existen también límites con bordes rojos, probablemente originados en una etapa de abundante oxidación de sus materiales, expuestos a la superficie, evidenciando materiales volcánicos ferrosos con lavas andesíticas de textura porfirítica. Se intercalan algunas brechas con litoclastos volcánicos. Además, se encuentran areniscas arcósicas de grano fino, color rojo brunáceo en capas de 60 cm. o más. Según Kontak N. (1985), las vulcanitas del Grupo Mitu deben ser divididas de acuerdo a criterios mineralógicos y químicos en alcalinos, peralcalinos y shoshoníticos. El vulcanismo del Grupo Mitu pertenece al magmatismo del arco interno fue episódico y periódicamente con un dominio de la fuente de la corteza. Inferible de esta zona del continente, es que el vulcanismo debe estar relacionado a los procesos de subducción. Son muy comunes las intercalaciones de areniscas arcósicas conglomerádicas que contienen elementos volcánicos, poniendo en evidencia el singenetismo entre el vulcanismo y la depositación del material clástico. El grosor de la secuencia es estimada en 500 m., expresados a lo largo del recorrido final del río Mishca hasta su confluencia con el río Sondondo. Su edad estaría entre el Permiano superior y el Triásico inferior. A su vez, según Kontak N., las lavas del Grupo Mitu tienen un rango de edad (Rb-Sr)

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entre 270 a 210 m.a.; mientras que Mc Bride et al (1983) obtienen edad (K-Ar) de 280 y 245 m.a. para las volcanitas equivalentes del NO de Bolivia. De otro lado, en el altiplano, Klinck B., Palacios O. et al (1991), obtienen una edad (KAr) de 272 ± 10 m.a. para una volcanita del grupo Iscay (equivalente a la parte superior volcánica del Gpo. Mitu). Según esto, estas rocas tendrían un rango de edad comprendido entre el Permiano superior y el Triásico inferior, siendo por tanto, ambos rangos de edades bastante compatibles. En la cordillera oriental del Perú central y sobre sus bordes se localiza una espesa serie de molasas continentales rojas con intercalaciones volcánicas entre las series carbonatadas del pérmico inferior (grupo Copacabana) y las del triásico medio (base del grupo pucara); por lo tanto, este paquete molasico está localizado en edad sobre todo por su posición estratigráfica. Estas molasas están compuestas esencialmente de elementos provenientes de la cadena eohercinica habiéndose sedimentado en fosas subsidentes formadas en el curso de la fase de la distensión tardihercinica. Las molasas son conocidas como “Grupo Mitu”, siguiendo la definición establecida por MC LAUGHLIN en cerro de Pasco (1924) y retomado por NEWELL et.al. (1949) para todos los afloramientos molasicos del pérmico superior del Perú. En la hoja de jauja las molasas están presentes en todos los sinclinales andinos donde reposan sobre el Carbonífero Pérmico inferior sin que se observe una discordancia angular. Sin embargo, el Grupo Mitu

es netamente transgresivo y a menudo

discordante con los terrenos del Paleozoico inferior plegado en el Eohercinico o sobre núcleos Precámbricos. En este último caso, parece que se le confunde con la secuencia basal del triásico la cual es conglomerica y presenta las mismas características litológicas solo que es menor potente y siempre discordante sobre terrenos antiguos. La serie ha sido deformada por la tectogenesis andina hasta el límite de los niveles del piso estructural medio – inferior (esquistosidad de fractura). Litología Se puede agrupar el material de los diferentes niveles de la serie molasico en dos facies: a) Facies detrítica: conglomerados, areniscas y lutitas terrígenas con estratificación gruesa. b) Facies volcánicas: lavas, tufos e ignimbritas (piroclásticas).

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LAS FACIES DETRITICAS Las

facies

detríticas

son

los

componentes

mayores

de

las

serie,

principalmente hacia la base y el tope de la serie. En losa afloramientos de la carretera de Aco a Sicaya, existen sobre todo conglomerados, areniscas y arcillas rojizas con intercalaciones de calizas azoicas y yeso en los niveles superiores. Los conglomerados están conformados por cantos de vulcanitas básicas, cuarcitas, esquistos y cuarzo. En esta zona la serie es muy delgada (100m.) y reposa sobre el flysch del Devónico inferior a medio. En la región de cochas Grande a Cuto-Cuto la serie se compone de conglomerados (40 a 60cm. De espesor) rojizos, con cantos de andesita porfiritica de cuarcitas y areniscas. La roca está bien consolidada en una matriz arenosa. El tamaño de los cantos (15cm.) aumenta hacia los niveles superiores y al matriz se hace arcosica. Se ha encontrado diseminación de sulfuros de Fe y oxido de Mn (Pyrolusita). En los cantos no existe elementos metamórficos. En el paso de Pomacocha (carretera central de Concepción a Comas), la serie está bien desarrollada y potente (600m. mínimo). El contacto con el triásico calcáreos es concordante. La litología en esta región es clástica (Vulcanosedimentaria): conglomerados, areniscas rojizas, intercalaciones de lavas y brechas rio-dacitas, numerosas igminbritas y cenizas volcánicas. Hacia el este, esta serie ha sido metaforizada por el macizo

de Saccsacancha y

transformada en hornfels y metavolcanitas; las ignimbritas desvitrificadas, tienen una apariencia de silexita. En los afloramientos orientales de la cobertura del Macizo de Huaytapallana (Macon, Echahuanca y Añas), el espesor de la serie disminuye hasta 160 y casi 1220m. La litología es igualmente clástica; brechas con elementos de granito de la Merced, cemento calcáreo, conglomerados, areniscas y piroclásticos. Se conoce algunos niveles de lavas andesiticas en el valle del rio Tulumayo.

EL MATERIAL VOLCANICO El material volcánico está distribuido de una manera desordenada en la serie molasica. A partir de las relaciones estructurales con las series encajantes o concordantes se ha tentado una reconstitución estratigráfica de los episodios volcánicos. La sección de la carretera Concepcion-Comas, en el abra de la laguna Pomacocha, estudiada con mayor detalle, nos ha revelado una gran

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acumulación de material volcánico del tipo rio-dacitico, sobre todo en la parte superior de la serie, cerca al contacto con las carbonitas del trias-lias. En oposición a esta predominancia acida, el material volcánico en la región de Acopalca-Huaytapallana,

se

presenta

primordialmente

en

lavas

de

composición andesitica porfiritica deformadas por la Tectogenesis Andina, hasta niveles bastante profundos, con esquistosidad de flujo.

GRANITO DE SUCLLA MACHAY (kti-gr) Este macizo está constituido por un complejo de rocas que van desde pequeños STOKS de gabros-diorita a un cuerpo principal adamelítico, orientados longitudinalmente Nº 150º cuyas dimensiones son: 60Km. de largo por 10Km. de ancho. DEPOSITO DE LA PRIMERA GLACIACION Quedan algunos remanentes de morrenas de esta glaciación antigua. TERRAZA t1 Ocupa las partes altas de la región de Aco. Está formada de conglomerados con cantos de 50cm. De diámetro y matriz arenosa. Esta terraza ha sido afectada por los movimientos tardíos de la Tectónica Andina. DEPOSITOS DE LA SEGUNDA GLACIACION MORRENAS Las morrenas de esta glaciación ocupan los valles por debajo de los 3800 m.s.n.m. en la Cordillera Oriental, se encuentra en los valles de los afluentes del rio Saccsacancha, las morrenas frontales forman barreras descendiendo hasta más de 4400 m.s.n.m. ROCAS INTRUSIVAS MACIZO DE SACSACANCHA (FACIES ADAMELITA-GRANODIORITA) Este macizo rocoso está constituido por un complejo de rocas que van desde pequeños stoks de gabros –diorita a un cuerpo principal adamelitico, orientados longitudinalmente N150° cuyas dimensione s son 60km de largo por 10km de ancho.

4. ESTIMACIÓN DE RECURSOS Para la determinación del volumen de reservas del proyecto de explotación cantera “Jesús Poderoso N° 11”, ha sido de acuerdo con la t opografía y la geología de la zona de estudio; tiene como reservas material económico por Silicato. Departamento de Minas

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4.1. RESERVAS DE MINERAL Las reservas de material económico para la cantera se han determinado mediante

levantamiento

topográfico,

geológico

y

estudios

geológicos

superficiales, donde se ha obtenido el volumen de las reservas probadas. En el cuadro siguiente se detallan las reservas probadas y probables de la cantera “Jesús Poderoso N° 11” a explotarse: Cuadro 4-01. Reservas de Mineral Económico. Reservas (Silicato)

TM

Sustancia

M. Probado

30,000

Silicato

M. Probables

60,000

Silicato

Total Reservas Económicas (Probado + Probable)

90,000

Silicato

Cuadro 4-02. Programa de Producción del Mineral Económico. Silicato

2015

2016

Próximos 18 Años

TMs

Enero

375

375

6,750

7,500

Febrero

375

375

6,750

7,500

Marzo

375

375

6,750

7,500

Abril

375

375

6,750

7,500

Mayo

375

375

6,750

7,500

Junio

375

375

6,750

7,500

Julio

375

375

6,750

7,500

Agosto

375

375

6,750

7,500

Septiembre

375

375

6,750

7,500

Octubre

375

375

6,750

7,500

Noviembre

375

375

6,750

7,500

Diciembre

375

375

6,750

7,500

Total

4,500

4,500

81,000

90,000

4.2. TIEMPO DE VIDA DEL YACIMIENTO Considerando las reservas de mineral económico que se calculan en 90,000 TM. y manteniéndose una producción 4,500 TM/año, la vida del yacimiento seria de 20 años aproximadamente, este periodo de vida de la cantera “Jesús poderoso N° 11” está supeditada a las fluctuaciones de la demanda del mercado pudiendo aumentar o disminuir la vida de la cantera. Reservas ------------------------- = Vida Útil del Yacimiento Producción Anual

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5. EXPLOTACIÓN DEL YACIMIENTO La explotación del proyecto se realiza a tajo abierto (cantera), mediante bancos de explotación. Las características físicas del yacimiento permiten una explotación con el requerimiento de perforación y voladura, mediante el empleo de mano de obra y algunas veces cuando se requiera se usará maquinaria para el desbroce.

5.1. PARÁMETROS DE DISEÑO Se efectuó el análisis de estabilidad física para cuatro (04) bancos de 8m. de altura y ángulo de 75º con berma de seguridad de 4m. de ancho, de los resultados obtenidos se establece que tiene un comportamiento estable. La explotación minera se realizará por el método superficial, cuyas características se detallan en el cuadro siguiente: Cuadro N° 5-01. Parámetros Geométricos de Minado. Parámetros

Valores

Altura de banco

8m.

Angulo de talud de banco

75°

Angulo de talud final

57°

Ancho de berma

4m.

Número de bancos

5

Altura final

32m.

5.2. PLANEAMIENTO DE MINADO Teniendo en cuenta el estudio geológico y el análisis de estabilidad de taludes se proyecta el diseño de la cantera para el plan de minado, el mismo que se presentara a continuación, considerándose plan de minado a corto, mediano y largo plazo:

5.2.1. PLANEAMIENTO DE MINADO A CORTO PLAZO El Planeamiento de Minado a corto plazo abarca todo lo relacionado a la producción del año 2015 la continuidad de los trabajos de preparación y explotación en el que se tendrá que lograr una producción mensual de 375 TM. (4,500 TM/año). No existe presencia de agua subterránea en el área, lo que favorece la estabilidad de los taludes operacionales.

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5.2.2. PLANEAMIENTO DE MINADO A MEDIANO PLAZO De acuerdo al comportamiento del mercado de los no metálicos es difícil programar la producción a mediano plazo; sin embargo se tiene estimado mantener la misma producción para el mediano plazo 4,500 TM/año, de producirse algún cambio en el mercado se modificará el planeamiento a mediano plazo que se comunicara de inmediato a la autoridad competente.

5.2.3. PLANEAMIENTO DE MINADO A LAGO PLAZO El planeamiento a largo plazo para la explotación de no metálicos es incierto, sin embargo teniendo las reservas de mineral y teniendo la oferta y demanda estable se puede mantener la producción de 4,500 TM/año.

5.3. PRODUCCIÓN PROGRAMADA AÑO 2015 Cuadro 5-03. Producción Programada año 2015. Producción Programada Año 2015 Material Económico (Silicato) TM.

4,500

Desmonte TM.

450 Total

4,950

o

Producción programada año 2015

:

4,500 TM.

o

Producción programada mensual

:

375 TM.

o

Producción programada por día

:

15 TM.

5.4. LABORES PROGRAMADAS AÑO 2015 Se tiene programado la apertura de 03 labor sobre afloramientos de material económico. Cuadro 5-04. Labor Programada coord. UTM. Coordenadas UTM Psad – 56 Norte

Cota m.s.n.m.

Labor Este Labor 1

477,724

8’692,176

4,400

Afloramiento 1

477,550

8’691,882

4,458

Afloramiento 2

477,416

8’691,994

4,377

Altitud promedio de labor: 4,400 m.s.n.m.

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5.5. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN DEL YACIMIENTO La explotación se realiza a cielo abierto (cantera) en forma artesanal por el método de bancos de explotación, mediante el empleo perforación y voladura, mano de obra y maquinaria pesada.

5.5.1. DISEÑO DE BANCOS DE EXPLOTACIÓN Se

tiene diseñado la explotación a Cielo Abierto (cantera) mediante

bancos de explotación, teniendo en cuanta las características físicomecánicas, la geología estructural del terreno, se efectuó el análisis de estabilidad para cuatro bancos de 8 m. de altura y un ángulo de 75º con bermas de seguridad de 4 m. de ancho, de los resultados obtenidos se establece que tiene un comportamiento estable. Por todo lo expuesto el diseño del banco será el siguiente:

Cuadro N° 5-05. Parámetros geométricos de Diseño. Parámetro

Valores

Altura de banco

8 m.

Angulo de talud de banco

75°

Ancho de berma

4 m.

Número máximo de bancos

5

Angulo de talud final

57°

Altura de talud final

32 m.

5.5.2. CICLO DE MINADO 5.5.2.1. DECAPEO Se refiere al retiro de material orgánico (suelos que se presentan en algunas áreas reducidas del proyecto), la mayor parte del área son afloramientos de silicato, dicho material será retirado con la finalidad de evitar su contaminación con el material extraído de la cantera, el material producto del decapeo será almacenado en una cancha temporal con la finalidad de ser usado posteriormente durante la etapa de la mitigación de los impactos ocasionados en la explotación de la cantera y durante la etapa de cierre progresivo y final del proyecto (Plan de cierre de cantera).

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5.5.2.2. DESBROCE El material estéril que se encuentra en la parte superior será retirado con la finalidad de extraer el material económico (silicato). El material que será retirado está compuesto generalmente por silicatos alterados contaminados de mala calidad de color oscuro sin valor económico. En el desbroce se usará perforación y voladura debido a que el material de desbroce es competente. El material arrancado será transportado a una cancha temporal construido para tal fin, dicho material será usado para el relleno, nivelación de los accesos y de las áreas explotadas en la etapa de cierre progresivo y final del proyecto.

5.5.2.3. EXPLOTACIÓN El material

económico será explotado a cielo abierto (cantera)

mediante bancos con altura de 8m, con un máximo de 4 bancos (32m de altura), el ciclo será el siguiente: o Formación de bancos de 8 m. de altura, la extracción

será

descendente. o Los bancos serán extraídos mediante perforación y voladura, se procederá con la perforación y voladura usando una malla de 0.80 x 0.80 mts. y luego se procederá con la extracción en forma artesanal. o Cada 8 m de altura de banco se contará con una berma

de

seguridad de 4m. o El material económico extraído será almacenado temporalmente en la cancha correspondiente para luego ser transportado a la ciudad de Lima para su beneficio.

5.5.2.4. CLASIFICACIÓN El material económico arrancado (silicato) será transportado a tracción humana (carretillas tipo Buggy), hasta una cancha de mineral donde será clasificado (pallaqueo) de acuerdo a los requerimientos del mercado, para luego ser transportados

a la

ciudad de Lima para su beneficio y comercialización.

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5.5.2.5. ACARREO Y TRANSPORTE El material extraído será acarreado a una cancha temporal de material económico para su posterior transporte a la ciudad de Lima para su beneficio y comercialización. El desmonte será almacenado en la cancha correspondiente para ser usado en la mitigación y en el cierre progresivo de cantera.

5.5.3. EQUIPOS Y MAQUINARIA La relación de equipos a utilizar para la operación se encuentra detallado en el cuadro siguiente: Cuadro Nº 5-06. Relación de Equipos y Maquinarias. Descripción

Modelo

Unidades

Compresora

ATLAS COPCO XAS186DD

01

Perforadora Manual

RH658L

01

Carretillas

Tipo Buggy reforzado

06

Barretas

Barretas de fierro de 1 pulgada

06

Picos

Picos de acero con mango de madera

06

Combas

Combas de 16 libras

06

La maquinaria pesada que se usara para la limpieza de los frentes de las labores (tractor oruga y volquete) serán alquilados de terceros y estos trabajos se realizaran una vez al año.

5.5.4. FUERZA LABORAL Las actividades a realizar en la cantera “Jesús Poderoso N° 11” contaran con 12 trabajadores de acuerdo a lo especificado en el cuadro adjunto. Cuadro Nº 5-06. Fuerza Laboral. Etapa

Preparación y Explotación

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Cargo

Cantidad

Ing. Residente

01

Perforista

01

Ayudante perforista

01

Capataz

01

Obreros

4

Total

08

12

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6. ESTUDIO GEOTÉCNICO 6.1. INVESTIGACIÓN GEOMECÁNICA Las investigaciones geomecánicas fueron llevadas a cabo con la finalidad de evaluar las características y propiedades de las rocas conformantes de los taludes de la cantera “Jesús Poderoso N° 11”. Para tal fin, se planificó y ejecutó un programa de investigaciones de campo y ensayos de laboratorio.

6.1.1. INVESTIGACIONES GEOTÉCNICAS DE CAMPO Para la caracterización de la masa rocosa del área de estudio, se registraron datos a partir del mapeo geomecánico de campo, que se llevó a cabo utilizando el “Método directo por celdas de detalle”. Mediante este método se realizaron mediciones sistemáticas de las discontinuidades presentes en una Estación Geomecánica. Los parámetros de observación y medición, fueron registrados en formatos diseñados para la toma de datos en campo, adecuándolos a las normas sugeridas por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas (ISRM), (Ver Anexo B: Caracterización Geomecánica). Las estaciones geomecánicas se han establecido según los dominios encontrados en el campo, ya sean por dominios predominantemente geológicos como son tipo de litología o por patrones de discontinuidades muy representativos. Estas se muestran a continuación:

Cuadro Nº 6-01. Ubicación de Estaciones Geomecánicas. Coordenadas UTM Psad – 56 Cantera

Jesús Poderoso N° 11

Estación

Cota m.s.n.m.

Este

Norte

E–1

477,729

8’692,162

4,456

E–2

477,724

8’692,176

4,452

E–3

477,746

8’692,178

4,466

6.1.2. INVESTIGACIÓN GEOTÉCNICA DE LABORATORIO Para conocer las propiedades físicas y mecánicas de las rocas, se envió muestras de roca al Laboratorio de Mecánica de Rocas de la Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica de la Universidad Nacional de Ingeniería. Cuyos resultados se encuentran en el (Anexo C: Análisis de Laboratorio Mecánica de Rocas).

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Los ensayos solicitados fueron de propiedades físicas para conocer la densidad de la roca, su absorción y porosidad; ensayo de corte directo, para conocer el ángulo de fricción residual y la cohesión, cabe mencionar que se realizó sobre discontinuidades naturales y simuladas (Ver Anexo C: Análisis de Laboratorio). Los ensayos se realizaron bajo las normas de la American Society for Testing and Materials (A.S.T.M.), las cuales se describe a continuación: Ensayos de Compresión Simple

:

ASTM D2938

Ensayos de Propiedades Físicas

:

ASTM D2216

Ensayo de Corte Directo

:

ASTM D 5607-95

La muestra de material de desmonte fueron enviados al Laboratorio de Mecánica de Suelos de la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad Nacional de Ingeniería. Los ensayos realizados fueron: o

Ensayos de Análisis granulométrico por tamizado.

o

Ensayo de Corte Directo.

o

Potencial Neto de Neutralización.

Los reportes de los ensayos de laboratorio son presentados en el Anexo C.

6.2. ANÁLISIS DE LA INFORMACIÓN 6.2.1. MAPEO GEOMECÁNICO Se cuenta con registros de tres (03) Estaciones Geomecánicas, en total se tomaron 53 medidas completas en fracturas (ver Anexo B). Estos datos se convirtieron en buzamiento y dirección del buzamiento usando el programa “Dips ver. 5.1” y fueron luego representados en proyecciones estereográficas en igual ángulo en el hemisferio superior. La cuantificación de las estructuras que predominan en el macizo rocoso permitirá analizar su influencia en la estabilidad del talud. Los resultados de este análisis señalaron que:

Estación E-1: o

Las juntas con buzamiento subvertical son las que predominan.

o

El macizo rocoso comprende una sola litología: silicato.

o

Se presentan cuatro orientaciones de juntas principales, tal como se muestra en el siguiente cuadro.

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Cuadro 6-02. Dirección de inclinación buzamiento de sistemas de juntas. Estación E – 1

Buzamiento (º)

Dir. Buzamiento (º)

Tipo de Falla

Sistema 1 (S1)

59

207

Bloque

Sistema 2 (S2)

62

087

Bloque

Sistema 3 (S3)

71

254

Bloque

Sistema 4 (S4)

45

341

Bloque

Estación E-2: o

Las juntas con buzamiento subvertical son las que predominan.

o

El macizo rocoso comprende una sola litología: silicato.

o

Se presentan cuatro orientaciones de juntas principales, tal como se muestra en el siguiente cuadro.

Cuadro 6-03. Dirección de inclinación buzamiento de sistemas de juntas. Estación E – 2

Buzamiento (º)

Dir. Buzamiento (º)

Tipo de Falla

Sistema 1 (S1)

53

214

Bloque

Sistema 2 (S2)

72

323

Bloque

Sistema 3 (S3)

59

126

Bloque

Sistema 4 (S4)

75

046

Bloque

Estación E-3: o

Las juntas con buzamiento subvertical son las que predominan.

o

El macizo rocoso comprende una sola litología: silicato.

o

Se presentan cuatro orientaciones de juntas principales, tal como se muestra en el siguiente cuadro.

Cuadro 6-04. Dirección de inclinación buzamiento de sistemas de juntas. Estación E – 3

Buzamiento (º)

Dir. Buzamiento (º)

Tipo de Falla

Sistema 1 (S1)

77

225

Bloque

Sistema 2 (S2)

57

325

Bloque

Sistema 3 (S3)

55

095

Bloque

Sistema 4 (S4)

51

129

Bloque

6.3. CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO Para realizar la valoración geomecánica se usó la clasificación geomecánica de Bieniawski del año 1989, la cual establece cinco parámetros para evaluar la caracterización del macizo.

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Los parámetros usados son: resistencia de la roca intacta que correlaciona la dureza de la roca, el grado de fracturamiento definido por el RQD de Deere, el espaciamiento medio del sistema dominante el cual definirá en el espacio los tamaños de bloques que se generen, las condiciones de las discontinuidades que involucran, la apertura, que viene a ser la abertura entre las paredes de la discontinuidad, la rugosidad, que mide el grado de aspereza, la persistencia, que es tendencia de continuidad de la discontinuidad, el relleno, que es el material que se encuentra dentro de la discontinuidad y el grado de alteración, que está en función de las condiciones climatológicas de la zona; el agua, corresponde a la presencia y cantidad de agua en la zona de operación. Cada uno de estos parámetros es valorado independientemente, los cuales en conjunto dan la clasificación de Bieniawski llamado también RMR.

Cuadro 6-14. Clasificación de La Masa Rocosa Jesús Poderoso N° 11. Coordenadas UTM Psad-56 Estaciones

RMR Bieniawski

RQD %

Tipo de Roca

Este

Norte

E–1

477,729

8’692,162

60

75 – 80

III – A

E–2

477,724

8’692,176

54

70 – 75

III – A

E–3

477,746

8’692,178

60

75 – 80

III – A

6.4. PARÁMETROS DE RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO En campo se calculó la dureza de la roca, para lo cual se usó un martillo de geólogo y se golpeó la superficie de la roca, notándose marcas poco profundas con golpe firme del martillo de geólogo (de punta). Los resultados del ensayo de laboratorio de mecánica de rocas, arrojaron valores cercanos a los hallados en campo, donde se reportó una densidad promedio de 2.72 gr/cm3, un ángulo de fricción residual de 28.85° aproximadamente y la cohesión residual entre 0.086 MPa. (Ver Anexo C: Análisis de Laboratorio de Mecánica de Rocas). Finalmente evaluando las características generales de campo con la clasificación geomecánica y los ensayos de laboratorio, se ha definido parámetros representativos conservadores que serán utilizados en la cantera “Jesús Poderoso N° 11” tal como se puede apreciar e n el cuadro.

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Cuadro 6-15. Resistencia del Macizo Rocoso. Muestra

γ seca (gr/cm³)

γ sat. (gr/cm³)

Ø (º)

C (MPa)

C. S. (MPa)

M–1

2.72

2.73

28.85

0.086

26.5

6.5. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA Cada uno de estos parámetros es valorado independientemente, los cuales en conjunto dan la clasificación de Bieniawski llamado también RMR (1979). Se ha realizado el análisis de tres estaciones mapeadas, en las cuales se han definido los dominios estructurales y sus características físicas, siendo las propiedades de la roca in-situ. Según la clasificación de Bieniawski (ver anexo B) se ha definido los siguientes parámetros: Cuadro 6-16. Evaluación de acuerdo a Bieniawski. Estaciones

RMR Básico

RMR Ajustado

RQD %

Tipo de Roca

E–1

60

55

77

III – A

E–2

54

49

74

III – A

E–3

60

55

78

III – A

De acuerdo a la clasificación geomecánica de Bieniawski (1979), la calidad de roca es regular del tipo III-A, con algunas caídas de bloques aislados. La evaluación de acuerdo al SRM de los taludes se muestra en el siguiente cuadro.

Cuadro 6-17. Evaluación de acuerdo al SRM (Romana, 1985). Talud

RMR

SRM

Clase

Descripción

Estabilidad

Roturas

Tratamiento

E–1

60

59

III

Normal

Parcialmente Estable

Algunas Juntas

Sistemático

E–2

54

53

III

Normal

Parcialmente Estable

Algunas Juntas

Sistemático

E–3

60

67

II

Buena

Estable

Algunos Bloques

Ocasional

6.6. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD FÍSICA Y DISEÑO DE TALUDES 6.6.1. MÉTODO DE CALCULO Para el análisis de la estabilidad de los taludes se ha utilizado las secciones transversales de la topografía proyectada y el programa de cómputo Slide (Rocscience) versión 5. Este programa permite hacer el

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análisis de estabilidad de taludes a través del cálculo del Factor de Seguridad. Es un programa completamente integrado, permite desarrollar la geometría del talud interactivamente y realiza el análisis de estabilidad de taludes de deslizamiento circular y no circular en rocas o suelos con diferentes métodos, tales como el método de Bishop Simplificado, Janbu, Spencer, y otros métodos de análisis. El análisis para calcular el Factor de Seguridad se lleva a cabo bidimensionalmente usando el concepto de equilibrio límite y empleando diversos métodos. El programa puede ser usado para determinar la superficie

circular

o

no

circular

potencial

de

falla más

crítica,

correspondiendo a un menor factor de seguridad del análisis. 6.6.2. CRITERIOS DE DISEÑO Los criterios de diseño para el presente análisis fueron los siguientes: o

Mínimo FS estático en bancos de producción :

FS = 1.3

o

Mínimo FS estático en el talud final

:

FS = 1.2

o

Mínimo FS pseudo estático

:

FS = 1.0

El factor de seguridad pseudo estático mayor que 1.0 no significa que el talud del tajo no se moverá durante un terremoto. Lo que probablemente ocurrirá es que los desplazamientos serán mínimos y no se producirán daños.

6.6.3. ELECCIÓN DE PARÁMETROS GEOTÉCNICOS Teniendo en cuenta los resultados de la evaluación de las condiciones geotécnicas, los resultados de ensayos de laboratorio, (Ver Anexo C: Reporte de Laboratorio), así como los parámetros obtenidos en estudios con materiales similares de otros proyectos, se definen los parámetros geotécnicos en el siguiente cuadro: Cuadro Nº 6-09. Parámetros Geomecánicos para el Análisis de Estabilidad de la cantera.

Material

γsec. KN/m3

γsat. KN/m3

ܿ KN/m2

߶ (º)

Silicato

26.67

26.77

80

28

6.6.4. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE TALUDES Se han realizado los análisis de estabilidad del talud para determinar el Factor de Seguridad en condiciones estáticas y pseudo-estáticas teniendo

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en cuenta la condición proyectada del talud de la cantera en la etapa de explotación. En el análisis de condiciones estáticas se analiza por equilibrio limite y por el método Simplificado de Janbu, para búsqueda de la superficie de falla y Simplificado de Bishop para el cálculo de análisis plástico, método de dovelas, utilizando el programa Slide, desarrollado por el Instituto Rocscience, de la Universidad de Ontario, Canadá., y en condiciones pseudo estáticas en función de las isoaceleraciones para un 10 % de excedencia en 50 años, que da un periodo de retorno de 475 años; se ha utilizado como coeficiente sísmico la mitad del valor de la máxima aceleración esperada. En el siguiente cuadro se

muestra los resultados del análisis de

estabilidad de la cantera, considerando la condición proyectada para las secciones del talud de dicha cantera en la etapa de explotación, es decir, con el planeamiento de minado proyectado. Cuadro N° 6-10. Análisis de Estabilidad del talud d e la cantera. Sección Sección AA’ “Labor 1” Actual (altura=13m) Sección AA’ “Labor 1” Proyectado 4 bancos (altura=32m) Sección BB’ Proyectado 3 bancos (altura=24m) Sección CC’ Proyectado 3 bancos (altura=24m)

Condición de Análisis

Factor de Seguridad en Condición Final

Factor de Seguridad Mínimo Aceptable

Estático

1.33

1.3

Pseudo Estático (a=0.15g)

1.03

1.0

Estático

1.34

1.3

1.08

1.0

1.57

1.3

1.30

1.0

1.44

1.3

1.16

1.0

Pseudo Estático (a=0.15g) Estático Pseudo Estático (a=0.15g) Estático Pseudo Estático (a=0.15g)

(Ver Anexo D: Análisis de Estabilidad Física de Talud).

7. DISEÑO DEL BOTADERO DE DESMONTE 7.1. GENERALIDADES 7.1.1. OBJETIVOS El objeto del estudio es evaluar las condiciones topográficas, geológicas, geotécnicas e hidrológicas del sitio donde está proyectado el depósito de desmonte; caracterización del desmonte de la cantera (deposito actual), y

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obtener un diseño optimo, tanto técnico como económico, adecuándolo a las características topográficas y geológicas de la zona y propiedades del desmonte proveniente de la explotación de silicato. Se contempla una acumulación de materiales de desmonte de roca de la cantera. El objetivo del diseño es obtener una estructura con una capacidad de almacenamiento óptima y estable, tanto en condiciones estáticas como ante la ocurrencia de eventos sísmicos o hidrológicos extraordinarios.

7.1.2. CRITERIOS DE DISEÑO Los criterios de diseño a emplear para la elaboración de la Ingeniería de detalle del depósito de desmonte B-1 de la cantera “Jesús Poderoso N° 11” han sido los siguientes: o

Manejo de desmonte El desmonte de la cantera será depositado en el área prevista para su deposición temporal ya que parte posteriormente se utilizara como relleno de las labores en la etapa de cierre.

o

Manejo del agua La cantera contará en la parte superior, con canales de coronación de las aguas de escorrentía superficial con capacidad para conducir el caudal

generado

por

la

precipitación

máxima

en

24

horas

correspondiente a un período de recurrencia de 500 años (derivación de aguas con la finalidad de evitar el ingreso a las labores y al botadero de desmonte). o

Estabilidad física del depósito - Factor de seguridad mínimo para condiciones estáticas: 1.3. - Factor de seguridad mínimo para condiciones pseudo-estáticas: 1.0.

o

Diseño Sísmico Aceleración sísmica de diseño (período de retorno de 500 años): 0.30g.

7.2. DESCRIPCIÓN DEL ÁREA DE ESTUDIO El área del proyecto botadero de desmonte B-1 se ubica a una altitud promedio de 4,500 m.s.n.m. y a 14.89 kilómetros en línea recta hacia el noreste de la ciudad de Concepción.

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Para el botadero de desmontes de ha diseñado la construcción de un sistema de drenaje sobre el terreno de fundación; asimismo se ha considerado el diseño del sistema de drenaje superficial para captar las aguas de escorrentía y así evitar el ingreso al botadero de desmonte.

7.2.1. HIDROGRAFÍA DE LA ZONA El área del proyecto “Jesús Poderoso N° 11”, desde el punto de vista hidrológico, se encuentra ubicada en la ladera del cerro Sicnahuanca de la cuenca del río Chia; está conformado por quebrada Mituclo normalmente Su flujo de agua se mantienen casi secas durante el año a excepción en tiempo de lluvias. En cuanto a su caudal, éste varía de acuerdo al volumen de precipitaciones, siendo más abundante en las épocas de lluvias, es afluente del río Achamayo y esta a su vez del rio Mantaro. Cerca al Proyecto se ha reconocido la Quebrada Mituclo y el rio Chía que son afluentes del río Achamayo y esta del rio Mantaro. La quebrada Mituclo es una quebrada seca parte del año, que es un afluente del río Chía en tiempo de lluvia, la parte más alta de su línea divisoria de aguas se ubica a una altitud de 4,650 m.s.n.m., y discurriría su flujo de aguas de NE a SW hasta llegar a la confluencia con el río Chía. Rio Chía, es afluente del rio Achamayo y esta a su vez del río Mantaro, la parte más alta de su línea divisoria de aguas se ubica a una altitud de 4,700 m.s.n.m., y discurriría su flujo de aguas de NE a SW hasta llegar a la confluencia del río Achamayo y está a su vez con el rio Mantaro.

7.3. METEOROLOGIA 7.3.1. FUENTE DE INFORMACIÓN Para el presente estudio se ha considerado la información regional de las estaciones de meteorología del SENAMHI más cercana a la zona donde se emplaza el Proyecto, se detallan en el siguiente cuadro los datos de ubicación de la Estación. Cuadro 7-01. Estaciones Meteorológicas Cercanas a la zona del Proyecto. Ubicación Estación

Comas / 000560 / DRE-11

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Longitud

Latitud

Altitud (m.s.n.m.)

75º 07’ “W”

11º 44’ “S”

3,640

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7.3.2. PRECIPITACIÓN PLUVIAL Para fines del presente estudio se ha considerado la información pluviométrica local disponible a fin de encontrar los valores de la precipitación diaria y mensual del área de emplazamiento de operaciones del Proyecto “Jesús Poderoso N° 11”. La estación meteorológica Comas / 000560 / DRE-11 (1999-2012), la precipitación anual mínima fue de 75.5 mm, la máxima de 277.00 mm y el promedio de 160.88 mm. del mismo modo, en época de estiaje, las precipitaciones descienden significativamente (Ver Cuadro 7-02). Cuadro 7-02. Precipitación Mensual en la Estación Comas. Precipitación Máxima en 24 Horas (mm) - Estación Comas / 000560 / DRE-11 Periodo ENE

FEB

MAR

ABR

MAY

JUN

JUL

AGO

SET

OCT

NOV

DIC

TOTAL

1999

13.2

23.2

14.5

9.0

5.6

3.0

4.1

3.2

10.2

20.3

17.5

9.8

133.60

2000

16.4

18.7

19.0

12.5

7.5

7.7

5.5

7.7

12.5

8.2

12.4

11.1

139.20

2001

20.4

14.3

31.2

9.5

9.8

1.7

6.9

9.6

10.6

17.3

10.6

13.8

155.70

2002

24.6

16.7

20.7

14.1

13.8

12.6

18.6

5.5

12.1

22.1

21.7

17.3

199.80

2003

28.4

13.3

23.2

10.9

7.2

3.5

5.5

19.7

13.4

10.9

10.0

25.0

171.00

2004

14.0

21.2

17.2

6.8

6.1

8.9

14.0

23.2

11.0

14.1

24.1

20.1

180.70

2005

11.7

13.4

12.2

4.0

4.2

1.5

7.5

3.1

12.0

23.2

14.2

18.6

125.60

2006

15.1

22.6

15.4

12.4

6.0

6.1

4.5

7.6

15.3

18.5

18.2

12.9

154.60

2007

12.1

14.0

15.2

9.4

7.8

1.1

5.4

6.8

6.1

11.1

16.5

10.6

116.10

2008

15.5

9.8

8.8

10.0

6.3

10.0

2.3

4.5

S/D

28.1

S/D

S/D

95.30

2009

12.9

14.4

14.0

10.0

6.1

1.7

11.9

4.9

4.6

13.5

11.5

18.3

123.80

2010

15.1

18.2

11.8

10.8

6.2

3.9

1.7

2.5

16.3

22.5

12.0

24.6

145.60

2011

18.2

20.3

12.5

17.5

5.1

2.5

14.2

5.5

5.9

26.3

13.9

36.0

177.90

2012

10.8

16.6

21.5

12.0

5.6

6.3

13.4

13.6

20.3

14.7

11.2

22.5

168.50

Promedio

16.31 16.91 16.94 19.20

6.95

5.04

8.25

8.39

11.56 17.91 14.91 18.51

160.88

Pmin(mm)

10.80

4.20

1.10

1.70

2.50

4.60

9.80

75.50

Pmáx(mm)

28.40 23.20 31.20 17.50 13.80 12.60 18.60 23.20 20.30 28.10 24.10 36.00

277.00

9.80

8.80

4.00

8.20

10.00

Fuente: SENAMHI

7.3.3. CAUDAL DE DISEÑO Los flujos máximos debidos a tormentas descendiendo desde las laderas adyacentes fueron calculados utilizando el método racional, dada la poca extensión de las áreas de drenaje, como se indica a continuación: Departamento de Minas

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El concepto básico del Método Racional, asume que el máximo porcentaje de escurrimiento de una cuenca pequeña ocurre cuando la intensidad de tal cuenca está contribuyendo el escurrimiento y que el citado porcentaje de escurrimiento es igual a un porcentaje de la intensidad de lluvia promedio. Lo anterior en forma de ecuación resulta:

Q = 0.278 * C * 1* A Dónde: Q

:

caudal de diseño en m3/seg.

C

:

coeficiente de escorrentía.

I

:

intensidad de la lluvia en mm/hr.

A

:

área de la cuenca en Km2.

Tabla 7-01. Coeficiente de Escorrentía C del Método Racional. FACTORES DE CLASIFICACIÓN

Terreno plano, con pendiente de 0.15%

TOPOGRAFIA Terreno ondulado, con pendiente de 0.35%

SUELOS

COEFICIENTE c’ *

0.30

0.20

Terreno accidentado, con pendiente de 4.0%

0.10

Arcillo-firme

0.10

Arcillo-arenoso

0.20

Arcillo-arenoso suelto

0.40

Terrenos cultivados

0.10

Bosques

0.20

COBERTURA

* El coeficiente de escurrimiento C se obtiene restando a la unidad la suma de los c’ para cada uno de los tres factores.

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Tabla 7-02. Coeficiente de escorrentía C. TOPOGRAFIA

DESCRIPCIÓN DE SUELOS O TIPOS DEL SCS Arcilloso firme impenetrable (D)

LLANA

Arcillo-arenoso firme (C y B) Arcillo-arenoso abierto (A) Arcilloso firme impenetrable (D)

ONDULADA

Arcillo-arenoso abierto (C y B) Arcillo-arenoso abierto (A) Arcilloso firme impenetrable (D)

ACCIDENTADA

Arcillo-arenoso abierto (C y B) Arcillo-arenoso abierto (A)

COBERTURA

COEFICIENTE

Cultivo

0.50

Bosque

0.40

Cultivo

0.40

Bosque

0.30

Cultivo

0.20

Bosque

0.10

Cultivo

0.60

Bosque

0.50

Cultivo

0.50

Bosque

0.40

Cultivo

0.30

Bosque

0.20

Cultivo

0.70

Bosque

0.60

Cultivo

0.60

Bosque

0.50

Cultivo

0.40

Bosque

0.30

Tabla 7-03. Coeficiente de Escorrentía C. TIPOS DE SUELOS SEGÚN U.S.S.C.S.

COEFICIENTE DE ESCORRENTIA PARA ÁREAS EN km2 P/24/h (mm) 0.1

0.1 - 1.0

1.0 - 10

10 - 100

>100

80

0.60

0.70

0.65

0.65

0.60

81 - 150

0.90

0.85

0.80

0.80

0.80

151 - 200

0.95

0.90

0.90

0.90

0.90

> 200

0.95

0.95

0.95

0.90

0.90

80

0.70

0.60

0.55

0.50

0.45

81 - 150

0.85

0.80

0.75

0.65

0.65

151 - 200

0.85

0.85

0.80

0.70

0.70

> 200

0.90

0.90

0.80

0.75

0.75

80

0.55

0.55

0.40

0.35

0.20

81 - 150

0.65

0.63

0.56

0.45

0.30

151 - 200

0.75

0.70

0.65

0.55

0.40

> 200

0.80

0.75

0.70

0.65

0.50

80

0.35

0.28

0.20

0.20

0.15

81 - 150

0.45

0.35

0.25

0.25

0.20

151 - 200

0.55

0.45

0.40

0.35

0.30

> 200

0.60

0.55

0.50

0.45

0.40

TIPO (D)

TIPO (C)

TIPO (B)

TIPO (A)

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En base a las características físicas del área drenante, que se determinaron en las tablas 7-01, 7-02 y 7-03, tres coeficientes de escurrimiento, los cuales se promediaron para obtener el definitivo a utilizar. En este caso el coeficiente de escurrimiento C se tomó igual a 0.60. El caudal pico específico en las laderas, para un período de retomo de 500 años será de: Qp = 30.84 Lt/seg/hectárea

7.4. INVESTIGACIÓN DE ENSAYOS DE LABORATORIO 7.4.1. ENSAYOS DE LABORATORIO Con las muestras disturbadas e inalteradas extraídas de las calicatas de exploración se determinó las características físicas mecánicas del material de cimentación y material de desmonte mediante los ensayos estándar de laboratorio. Los ensayos se realizaron en el Laboratorio de Mecánica de Suelos de la Facultad de Ingeniería Civil de la Universidad Nacional de Ingeniería bajo las normas de la American Society for Testing and Materials (A.S.T.M.), se describe a continuación: o

Análisis granulométrico por tamizado ASTM D422

o

Límites de consistencia ASTM D4318

o

Clasificación SUCS ASTM D2487

o

Ensayo de Corte Directo ASTM D3080

7.5. DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS GEOTÉCNICOS Con los resultados de las investigaciones geotécnicas de campo y los ensayos de laboratorio, se determinó los parámetros físicos y de resistencia para el material que conforma el botadero de desmonte. En el cuadro se muestra los parámetros geotécnicos de resistencia utilizados para el análisis de estabilidad del botadero de desmonte. Cabe mencionar que la descripción del material de fundación, del cuadro 7-03, le corresponde al material encontrado en la zona geotécnica B-1. Los valores indicados se han obtenido de los ensayos, tales como el cono de arena, para la densidad de campo, o mediante los pesos volumétricos de la muestras inalteradas, los parámetros del modelo Morh Coulomb, se han obtenido de los ensayos de corte directo y con valores menores del pico.

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Cuadro 7-03. Parámetros Geotécnicos para el Análisis de Estabilidad de Taludes del Botadero de Desmonte B-1. Material

γseca (kN/m3)

γSat (kN/m3)

c (kPa)

Fricción (º)

1

Material de Desmonte

17.63

19.53

0.00

28.7

2

Roca de Fundación

26.67

26.77

50

27

7.6. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD FÍSICA Y DISEÑO DE TALUDES 7.6.1. MÉTODO DE CÁLCULO Para la estabilidad de los taludes del botadero de desmonte se ha proyectado una sección transversal, el cual ha sido analizado empleando el programa Slide, versión 5.0, de Rocscience, el cual emplea el método de equilibrio límite, propuesto por Bishop simplificado, para determinar factores de seguridad. Los análisis se efectuaron para las condiciones estática y pseudo estática. Este método de análisis emplea superficies potenciales de falla circulares, sobre un rango 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. 7.6.2. FACTORES DE SEGURIDAD Los mínimos valores de los factores de seguridad obtenidos en los análisis de estabilidad considerados en la práctica ingenieril, de acuerdo con los estándares internacionales, se resumen en el cuadro 7-04. Cuadro 7-04. Factores de Seguridad Mínimos Condición 1. Estático 2. Pseudo Estático

Estándar

Criterio de Seguridad

Factores de seguridad de Método de equilibrio limite

FOS= 1.3 Condición de Operación FOS= 1.5 Condición de Abandono

Perdida de Estabilidad

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 empleando una fuerza horizontal permanente que actúa en un solo sentido. Esta concepción es conservadora, puesto que el efecto sísmico es oscilante, transciende por naturaleza y el lapso de tiempo en que se produce es muy corto. Departamento de Minas

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7.6.3. CONDICIONES DE ANÁLISIS Para llevar a efecto el análisis de estabilidad se consideraron las siguientes condiciones de análisis: •

Se ha considerado la sección más crítica, desde el punto de vista geotécnico y de la conformación natural del terreno (topográfico).

•

La evaluación de la estabilidad del talud de desmonte se efectuó considerando las condiciones de operación y las implicancias en la etapa de abandono o cierre final. Para cada caso se desarrollaron análisis de estabilidad en condiciones estática y pseudo estático. Se consideró modo de falla circular.

•

Se

ha

analizado

las

condiciones

proyectadas

del

botadero,

considerando la máxima capacidad de carga y almacenamiento. El talud critico presenta una altura máxima, medida desde el pie del botadero hasta la cresta del desmonte de 6 m., y una inclinación de 1.3:1 (H: V). •

En la sección del botadero ha sido proyectado la altura máxima de crecimiento, y evaluado en proyección tridimensional según su disposición de almacenamiento y proyectada en el campo, el análisis ha sido efectuada interactivamente para alcanzar el máximo volumen de almacenamiento, la optimización del transporte del material y el talud que asegure la estabilidad del desmonte.

•

En los perfiles analizados se consideran dos tipos de materiales: el material de la base, compuesto por arenisca y silicato, el material de desmonte (silicato de mala calidad y arenisca).

•

Se consideran que las propiedades de los materiales que conforman el perfil del talud son homogéneos e isotrópicos y que la ruptura del talud se produciría como resultado de fallas simultáneas y progresivas a lo largo de la superficie de deslizamiento.

•

Se considera un solo tipo de falla, superficie circular, que es características en taludes falladas en la zona. El método de análisis de falla circular adoptado es el de Bishop Simplificado que se encuentra implementado en el programa de cómputo Slide.

•

Los resultados del análisis se presentan en términos de superficie potenciales de falla. La superficie crítica de deslizamiento es aquella que proporciona el menor factor de seguridad.

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•

Se ha tratado de representar las condiciones reales de campo, es decir, se incluyen el efecto gravitatorio de los diferentes materiales y el efecto sísmico a través del análisis pseudo estático. En este sentido, el coeficiente sísmico de diseño adoptado es de 0.15g, a partir del análisis de los parámetros sismológicos.

7.6.4. ANÁLISIS DE BOTADERO DE DESMONTE Se han realizado los análisis de estabilidad del talud para determinar el Factor de Seguridad en condiciones estática y pseudo estática teniendo en cuenta las condiciones proyectadas del talud del botadero de desmonte en condiciones de abandono.

Cuadro 7-05. Análisis de Estabilidad del Talud del Botadero. Descripción

Condición del Análisis

Factor de Seguridad

Estático

1.66

Pseudo Estático (a=0.15)

1.32

Deposición Final: 1.2H:1V

De acuerdo a los factores de seguridad obtenidos, en el análisis físico de estabilidad estático y pseudo estático, la condición del talud del botadero de desmonte es aceptable.

7.6.5. PARÁMETROS DE DISEÑO Se presenta a continuación los parámetros de diseño del botadero de desmonte que se han utilizado en el proyecto. Estos criterios se sintetizan en el cuadro 7-06. Cuadro 7-06. Parámetros de Diseño. Descripción

Unidad

Criterio usado

Superficie total proyectada

Ha

0.34

Capacidad de Almacenamiento

TM

13,000

Angulo de talud : Operación

H:V

1.4 : 1

Angulo de talud : Abandono

H:V

1.3 : 1

Estabilidad estática

FS

1.66

Estabilidad pseudo estática

FS

1.32

Altura final

m

6

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7.7. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD FÍSICA El objetivo principal del cierre del depósito de desmonte es asegurar su estabilidad física y química en el largo plazo. Es decir, evitar fallas del talud ante un evento natural extremo y minimizar la generación de polvo por erosión eólica. El depósito de desmonte B-1 se ha diseñado para permanecer estable. El comportamiento frente a las vibraciones sísmicas se ha evaluado mediante el análisis de estabilidad pseudo-estática considerando un coeficiente sísmico de 0.15 que es la mitad de la aceleración máxima del terreno de 0.30 g y que corresponde a un sismo con período de retorno de 475 años. Los factores de seguridad obtenidos en las secciones de análisis son mayores que 1.10 para una condición pseudo-estática y mayores que 1.3 para una condición estática. Para garantizar la estabilidad ante un evento hidrológico extremo y evitar el contacto del agua con el desmonte, se ha diseñado un sistema de conductos de drenaje con el fin de derivar las aguas superficiales de escorrentía, evitando así que la estabilidad del botadero no sea afectada. El caudal máximo probable fue determinado en 30.84 lt/seg/ha para el período de retorno característico de 500 años, conforme a lo previsto en la normatividad vigente para el cierre de depósitos de relaves e instalaciones de alto riesgo.

7.8. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD QUÍMICA Se realizó la caracterización geoquímica del material de desmonte para determinar la

posibilidad de generación de drenaje ácido del material de

desmonte que se generaría como resultado de la explotación de silicato, se ha tomado muestras representativas. La prueba de Potencial Neto de Neutralización de Desmonte, se realizó en el Laboratorio de Espectrometría, de la Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica de la Universidad Nacional de Ingeniería. Los resultados muestran que la concentración de azufre como sulfuro es nulo, se sintetiza el resultado en el cuadro 7-07.

7.8.1. RESULTADOS

DE

LA

PRUEBA

DE

POTENCIAL

NETO

DE

NEUTRALIZACIÓN La evaluación del contenido de azufre como sulfuro y la prueba de ácidobase en las muestras nos permite determinar el potencial neto de neutralización como se indica en el cuadro siguiente:

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Cuadro 7-07. Potencial Neto de Neutralización. Muestra

PH en Pasta

%S

PN

PA

PNN

PN/PA

Desmonte Jesús Poderoso N° 11

7.1

0.01

21.25

0.31

20.94

68.55

Nota:

PN, PA y PNN están expresados en KgCaCo3/TM

Dónde:

PN

=

Potencial de neutralización.

%S

=

Porcentaje de azufre como sulfuro.

PA

=

Potencial de acidez.

PNN

=

Potencial neto de neutralización.

El Potencial Neto de Neutralización es la capacidad de un mineral para generar o consumir ácido. Considerando una regla general para la determinación de generación de drenaje acido podemos evaluarlo teniendo en cuenta las siguientes consideraciones:

Como : PNN = PN - PA Si PNN > +20 : La muestra NO GENERA DRENAJE ÁCIDO Si PNN < -20 : La muestra GENERA DRENAJE ÁCIDO Si -20 < PNN < +20: Muestra de comportamiento INCIERTO

De acuerdo con los criterios indicados podemos acotar que el desmonte con valores de PNN de 20.94 KgCaCo3/TM, no tiene tendencia en generar drenaje ácido, independientemente de la exposición atmosférica que sufra. Ver en el Anexo C los resultados de laboratorio.

8. DISEÑO DEL POLVORÍN,

MEDIDAS DE SEGURIDAD Y MANEJO DE

CONTINGENCIAS La concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11” almacena ra el material explosivo en el Polvorín

Principal

de

Explosivos

tipo

Especial

(contenedores)

para

el

almacenamiento de explosivos, agentes de voladura y accesorios de voladura de la U.E.A. “JESÚS PODEROSO”.

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8.1. DISEÑO DE POLVORÍN DE EXPLOSIVOS

Cuadro N° 8-01. Diseño del Polvorín. Diseño de Polvorín de Explosivos tipo Especial (contenedores) Contenedor Explosivos: Área (m2) : Dimensiones del polvorín auxiliar (m) : 3

Volumen (m ):

14.40 (mts2) Largo=6.00(mts), Ancho=2.40 (mts), Altura=2.50(mts) 3 36.00 (mts ).

Contenedor Agentes de Voladura: Área (m2) : Dimensiones del polvorín auxiliar (m) : 3

Volumen (m ):

14.40 (mts2) Largo=6.00(mts), Ancho=2.40 (mts), Altura=2.50(mts) 3 36.00 (mts ).

Contenedor Agentes de Voladura: Área (m2) : Dimensiones del polvorín auxiliar (m) : Volumen (m3):

14.40 (mts2) Largo=6.00(mts), Ancho=2.40 (mts), Altura=2.50(mts) 36.00 (mts3).

Contenedor Accesorios de Voladura: Área (m2) : Dimensiones del polvorín auxiliar (m) : Volumen (m3):

12.00 (mts2) Largo=4.00(mts), Ancho=3.00 (mts), Altura=2.50(mts) 30.00 (mts3).

8.2. MEDIDAS DE SEGURIDAD DEL POLVORÍN DE EXPLOSIVOS Durante el transporte de explosivos, agentes de voladura y conexos desde la fábrica hasta el polvorín. En caso que se presente un accidente que genere la volcadura de la unidad de transporte, explosivos dispersos en la superficie (carretera o vía de acceso a la unidad), explosiones durante el transporte, incendio de la unidad de transporte, se deberá seguir las siguientes pautas: 1. Notificar según las disposiciones dadas en este Plan en el punto comunicaciones. 2. El Gerente del Programa de Seguridad y Medio Ambiente ó el ingeniero Resiente conjuntamente con los Brigadistas de emergencia, aislarán el área afectado por el accidente, brindando seguridad y protección perimetral. 3. Evaluar la magnitud de la perdida (tipo y cantidad). 4. El Gerente del Programa de Seguridad y Medio Ambienten ó el ingeniero Residente decidirá si la magnitud requiere de Apoyo Externo.

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5. En el caso de comprometer al personal de la empresa o pobladores proceder con los procedimientos de primeros auxilios, asimismo la empresa asume toda la responsabilidad. 6. De inmediato se brindará los primeros auxilios al personal involucrado en el accidente, de ser necesario se evacuará al personal al Centro de Salud más cercano, para lo cual el personal que conforma la Brigada contará con los equipos e implementos necesarios. 7. De haberse producido la explosión o incendio del material explosivo, previo al ingreso a la zona del desastre se observará y aguardará el tiempo necesario con la finalidad de proteger al personal que integra la Brigada de Emergencia de cualquier explosión retardada. 8. De haberse producido un accidente fatal en la explosión o incendio durante el transporte de explosivos se procederá de acuerdo a ley con el Levantamiento de los cuerpos en presencia de las Autoridades competentes. 9. Solamente el personal autorizado realizará la limpieza y retiro de material producto del accidente. 10. Luego de que las Autoridades competentes hayan terminado con las Actividades necesarias de Ley, en caso de algún tipo de accidente de tránsito sin consecuencia de explosión y/o incendio se procederá al retiro del material en otro vehículo que cumpla con las Normas de Seguridad establecidas por ley. 11. Las operaciones de respuesta deberán tener siempre en cuenta las siguientes prioridades: o

Preservar la integridad física de las personas.

o

Preservar áreas que afecten las necesidades básicas de la población colindante.

o

Preservar áreas de importancia ecológica.

12. De haberse afectado la carretera o vía de Acceso se procederá de inmediato a los trabajos de reparación y/o mantenimiento a cuenta de la compañía.

Durante el uso y manipuleo de explosivos en las Labores 1.

Dar la alarma en la cantera, paralelamente entrará en acción la Brigada de Emergencia.

2.

De ser necesario evacuar al personal a zonas de Seguridad previamente determinados y señalizadas.

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3.

El ingeniero Residente conjuntamente con los Brigadistas de emergencia, aislarán el área afectada por el accidente, brindando Seguridad y Protección. El Gerente del programa de Seguridad y Medio Ambiente ó el ingeniero Residente decidirá si es necesario el apoyo Externo.

4.

Proteger el patrimonio de la Empresa, evacuar al personal.

5.

De haber producido una explosión se observará y aguardará el tiempo necesario con la finalidad de proteger al personal integrante de la Brigada de Emergencia de cualquier explosión retardada.

6.

Brindar de inmediato los primeros auxilios, antes que llegue ayuda ó apoyo médico.

7.

Realizar la búsqueda y Rescate del Personal accidentado.

8.

De haberse producido un accidente fatal en la explosión o incendio durante el transporte de explosivos se procederá de acuerdo a ley con el Levantamiento de los cuerpos en presencia de las Autoridades competentes.

9.

Solamente el personal autorizado realizará la limpieza y retiro de material producto del accidente.

10. Las operaciones de respuesta deberán tener siempre en cuenta las siguientes prioridades: o

Preservar la integridad física de las personas.

o

Preservar áreas que afecten las necesidades básicas de la población colindante.

o

Preservar áreas de importancia ecológica.

11. Se procederá de inmediato con los trabajos de nivelación y/o reparación de las labores afectadas. 12. Una vez terminado los trabajos se limpiará y se guardará los materiales usados.

9. MEDIDAS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL 9.1. REGLAMENTO INTERNO Y SALUD OCUPACIONAL La Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11” tiene el aborado su Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional conforme a los lineamientos del Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional del DS Nº 055-2010-EM. Ver Anexo H Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional.

9.2. ORGANIGRAMA UNIDAD MINERA “JESÚS PODEROSO N° 1 1”

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Sr. Jorge Fritschi Escobar Gerente General

Ing. Roberto Guerra Gutiérrez Gerente de Minas Ing. Alejandrino Añaños Sandoval Gerente de Seguridad, Salud y Medio Ambiente Ing. Dennis Huayta Sarmiento Jefe de Seguridad, Salud y Medio Ambiente

Ing. Uriel Araca Carita Sub Gerente de Minas

Área de Relaciones Comunitarias

Ing. Residente

9.3. ESTÁNDARES DE SEGURIDAD Ver Anexo H Estándares de Seguridad de la U.E.A. “Jesús Poderoso”. 9.4. PROCEDIMIENTOS ESCRITOS DE TRABAJO SEGURO (PETS) La Unidad Minera “Jesús Poderoso N° 11”, cuenta con Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro, PETS, que el personal conocerá y aplicara rigurosamente en el desempeño de cada una de sus labores. Ver ANEXO H PETS de la U.E.A. “Jesús Poderoso”.

9.5. PROGRAMA DE CAPACITACIÓN AL PERSONAL Se ha elaborado un Programa de Capacitación al Personal, el cual forma parte del Programa de Capacitación al Personal de toda la Concesión Minera “Jesús Poderoso N° 11”. Ver Anexo H Cuadro de capacitación del personal.

10. CRONOGRAMA DE EJECUCIÓN DE LAS ACTIVIDADES El cronograma de ejecución de las actividades programadas en la unidad Minera “Jesús Poderoso N° 11” es el siguiente: Cuadro Nº 10-01. Cronograma de Ejecución de Actividades Programadas en la Unidad de Producción “Jesús Poderoso N° 11”.

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ETAPA

ACTIVIDADES A REALIZAR

CRONOGRAMA DE EJECUCIÓN DE ACTIVIDADES EN LA UNIDAD DE PRODUCCIÓN. “JESÚS PODEROSO N° 11” PARA EL AÑO 2015 . ENE

FEB

MAR

ABR

MAY

JUN

JUL

AGO

SET

OCT

OPERACIÓN:

DECAPEO

• Extracción de Material Orgánico (Suelo). • Transporte de Material Orgánico a la Cancha de Material Orgánico Temporal. • Almacenamiento de Material Orgánico en la Cancha Temporal. • Perforación y Voladura.

DESBROCE

• Acarreo de Material de Desmonte. • Almacenamiento de Material de Desmonte en la Cancha Correspondiente. • Perforación y Voladura.

EXPLOTACIÓN

• Clasificación de Material Económico (Pallaqueo). • Acarreo de Material Económico. • Transporte de Material Económico a la Ciudad de Lima Para su Beneficio.

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NOV

DIC