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CALCINOR, S.A. C. E. “AMAYA” Nº 4.638

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PPRRÓÓRRRROOGGAA ddee llaa CC.. EE.. ““AAMMAAYYAA”” nnºº 44..663388

Proyecto de:

-- EEXXPPLLOOTTAACCIIÓÓNN ppaarraa llaa SSOOLLIICCIITTUUDD DDEE

PPRRÓÓRRRROOGGAA ddee llaa CC.. EE.. ““AAMMAAYYAA”” nnºº 44..663388”” --

CALCINOR, S.A.

Altzo (GIPUZKOA)

Octubre de 2.003

Iñigo Otazua Font INGENIERO DE MINAS

Colegiado nº 351 del Norte

Nahia Iturraran Santiso INGENIERO TÉCNICO DE MINAS

Colegiado nº 1 408 de Bilbao

C A L C I N O R , S . A . Explotación: Concesión de Explotación “AMAYA” nº 4.638 (Altzo – Gipuzkoa)

Memoria: PROYECTO de EXPLOTACIÓN

Hoja: 1 Fecha: Octubre 2.003

I N D I C E : 1. INTRODUCCIÓN.................................................................................................... 5

2. ANTECEDENTES ...................................................................................................... 6

2.1 CONCESIÓN DE EXPLOTACIÓN “AMAYA” Nº 4.638 ............................... 6

2.2 PROYECTO DE EXPLOTACIÓN Y PLAN DE RESTAURACIÓN DE LA C. E.

“AMAYA” Nº 4.638........................................................................................................ 7

2.3 LICENCIA MUNICIPAL DE ACTIVIDAD. ........................................................ 8

2.4 ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL DE LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638. ... 9

2.5 DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN............................................................. 9

2.6 NORMAS SUBSIDIARIAS.................................................................................. 11

3. OBJETIVOS............................................................................................................. 16

4. SITUACIÓN GEOGRÁFICA Y ACCESOS ................................................. 18

5. MEMORIA GEOLÓGICA DEL YACIMIENTO .......................................... 19

5.1 GEOLOGÍA REGIONAL .................................................................................. 19

5.2 ESTRATIGRAFÍA................................................................................................. 20

5.3 TECTÓNICA....................................................................................................... 23

5.4 GEOLOGÍA LOCAL ......................................................................................... 24

5.5 INVESTIGACIONES REALIZADAS EN LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638 ........ 28

5.6 HIDROGEOLOGÍA ........................................................................................... 30

5.7 ESTUDIO GEOTÉCNICO ................................................................................. 37

6. PRODUCCIONES PREVISTAS......................................................................... 54

6.1 PRODUCCIÓN DE CALCINADOS. .............................................................. 54

6.2 PRODUCCIÓN DE ÁRIDOS. .......................................................................... 58




6.3 TABLAS DE PRODUCCIONES PREVISTAS.................................................... 62

7. JUSTIFICACIONES REFERENTES AL DIMENSIONADO DE LOS

PARÁMETROS INTERVINIENTES EN EL DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN.71

7.1 CRITERIOS DE DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN ........................................... 72

7.2 ANCHURA DE PLATAFORMAS DE TRABAJO............................................. 74

7.3 ANCHURA DE LAS BERMAS RESIDUALES ................................................... 75

7.4 ALTURAS DE BANCO ...................................................................................... 76

7.5 TALUDES DE BANCO....................................................................................... 77

7.6 DISEÑO DE PISTAS. .......................................................................................... 77

7.7 RESUMEN DE LOS CRITERIOS DE DISEÑO DE LA EXCAVACIÓN .......... 78

8. SISTEMA DE EXPLOTACIÓN........................................................................... 79

8.1 TERRENOS.......................................................................................................... 79

8.2 OPTIMIZACIÓN DEL RECURSO ..................................................................... 80

8.2.1 INSTALACIÓN DE CRIBADO DE TODO-UNO .................................... 80

8.2.2 ELIMINACIÓN DEL APORTE DE MATERIAL A LA ESCOMBRERA

EXISTENTE ................................................................................................................... 81

8.2.3 EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA.................................................. 82

8.2.4 BLAST CONTROL ...................................................................................... 83

8.3 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ......................................................................... 84

8.4 CUBICACIÓN DE LOS RECURSOS EXPLOTABLES ..................................... 90

8.5 FASES DE LA EXPLOTACIÓN ......................................................................... 92

8.5.1 FASE 1 (2.003-2.005) ............................................................................... 93

8.5.2 FASE 2 (2.006-2.008) ............................................................................... 96

8.5.3 FASE 3 (2.009-2.012) ............................................................................... 98

8.5.4 FASE 4 (2.013-2.015) ............................................................................. 100




8.5.5 FASE 5 (2.016-2.018) ............................................................................. 102

8.5.6 FASE 6 (2.019-2.022) ............................................................................. 104

8.5.7 FASE 7 (2.023-2.026) ............................................................................. 106

8.5.8 FASE 8 (2.027-2.030) ............................................................................. 108

8.5.9 FASE 9 (2.031-2.033) ............................................................................. 110

8.6 GESTIÓN DE LOS RECHAZOS DE CANTERA ............................................ 111

8.6.1 TRATAMIENTO DEL RECHAZO DE CANTERA................................... 112

8.6.2 EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA................................................ 116

9. HIDROLOGÍA. ..................................................................................................... 121

10. ESTUDIO MINERO ............................................................................................ 122

10.1 RITMO DE PRODUCCIÓN Y VIDA DE LA EXPLOTACIÓN ..................... 122

10.2 CRITERIOS DE CÁLCULO DE MAQUINARIA MINERA ............................ 123

10.3 ARRANQUE ..................................................................................................... 124

10.3.1 PERFORACIÓN ....................................................................................... 124

10.3.2 VOLADURA ............................................................................................. 126

10.4 CARGA Y TRANSPORTE ............................................................................... 129

10.5 INSTALACIONES DE TRITURACIÓN, CLASIFICACIÓN Y

ALMACENAMIENTO.................................................................................................. 132

10.5.1 INSTALACIÓN PRIMARIA ..................................................................... 132

10.5.1.1 DESCRIPCIÓN DE LA INSTALACIÓN ............................................................... 132 10.5.1.2 DIAGRAMAS DE FLUJO...................................................................................... 133 10.5.1.3 POTENCIA INSTALADA ....................................................................................... 133

10.5.2 INSTALACIÓN SECUNDARIA ............................................................... 133


10.5.3 INSTALACIÓN TERCIARIA .................................................................... 135





10.5.4 PLANTA DE LAVADO DE TODO-UNO............................................... 136


10.5.5 PLANTA MOVIL DE CRIBADO DE TODO-UNO................................ 140

10.5.6 HORNO VERTICAL DE CALCINACIÓN ............................................. 140


10.6 MANIPULACIÓN DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS. ............................ 144

10.7 EQUIPOS AUXILIARES E INFRAESTRUCTURAS .......................................... 145

10.8 PERSONAL ....................................................................................................... 147

10.9 AFECCIONES MEDIO-AMBIENTALES: DOTACIONES PREVENTIVAS... 149

10.10 ESTUDIO PARA EL CONTROL DE LAS VIBRACIONES PRODUCIDAS

POR VOLADURAS...................................................................................................... 153

11. ESTUDIO ECONÓMICO................................................................................ 156

11.1 PREVISIÓN DE COSTES ................................................................................. 156

11.1.1 MAQUINARIA MINERA ......................................................................... 156

11.1.2 PERSONAL ............................................................................................... 158

11.1.3 EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS ............................................................. 159

11.1.4 PLANTA DE BENEFICIO. ........................................................................ 159

11.1.5 RESUMEN DE COSTES ........................................................................... 160




1. INTRODUCCIÓN

En el presente Proyecto de Explotación y en su correspondiente Plan de

Restauración, se recoge la ampliación de la explotación minera en cuanto

a la justificación del proyecto, descripción del yacimiento y del plan de

explotación, infraestructuras necesarias, personal, etc. para el periodo de

tiempo relativo a la primera de las dos prórrogas de la Concesión minera,

que abarcará desde el año 2.011 hasta el año 2.041.

En el ánimo de realizar un Proyecto en el que recojan desde la actualidad,

los trabajos a realizar para un periodo de tiempo viable, se redacta el

presente Proyecto que abarca 30 años y toma como fecha de partida el

año 2.003, hasta el año 2.033.

En el mencionado Proyecto de Explotación, se racionalizará la explotación

minera y el arranque a realizar, atendiendo por un lado, una serie de

criterios de diseño con el fin de cumplir con lo dispuesto en la Normativa

vigente a aplicar a éste tipo de explotaciones y por otro, las

especificaciones de calidad demandadas por lo cada vez más exigentes

mercados; todo ello sobre la base de las investigaciones mineras

realizadas por parte de ésta Sociedad en la mencionada Concesión

Minera.




2. ANTECEDENTES

2.1 CONCESIÓN DE EXPLOTACIÓN “AMAYA” Nº 4.638

En 1.964, Fidel Azkabide Olaeche comienza con la Sección A) la

explotación de la Cantera de Alzo. Mas tarde la autorización pasa a ser

propiedad de la Empresa FIDEL AZKABIDE, S.A. que posteriormente cambia

de nombre a “CALCINOR, S.A.”.

La Concesión fue otorgada a favor de “CALCINOR, S.A.” con fecha 23 de

Marzo de 1.981 inicialmente por ocho cuadrículas mineras. El 8 de Mayo

de ese mismo año, se procede a retirar el título; el periodo de explotación

es de 30 años prorrogable por otros dos plazos iguales, contados a partir

de esta fecha. El 13 de Octubre de 1.983 se agrega a la Concesión Minera

la Demasía, otorgándose finalmente un total de 15 cuadrículas mineras.

La Empresa “CANTERA DE ALZO, S.A.”, perteneciente al GRUPO CALCINOR

del que es filial y mediante contrato de arrendamiento, explota el recurso

de la Concesión de Explotación Nº 4.638 suministrando el balasto 40-90

mm para alimentación de los hornos de calcinación de la Sociedad

“CALCINOR, S.A.”.




2.2 PROYECTO DE EXPLOTACIÓN Y PLAN DE RESTAURACIÓN DE LA C. E.

“AMAYA” Nº 4.638.

Para dar cumplimiento al Capítulo VII del Reglamento General de Normas

Básicas de Seguridad Minera, en Junio de 1.993 se redacta el PROYECTO

DE EXPLOTACIÓN DE LA CANTERA DE ALZO, presentado con fecha 7 de

Junio de ese mismo año en la Delegación Territorial de Industria y Energía

del Gobierno Vasco; con éste Proyecto se justifica y define la explotación

por un periodo de actividad de 18 años, es decir, el tiempo de expiración

del primer plazo de otorgamiento de la Concesión (2011).

En el año 1.994 se solicitan una serie de aclaraciones, descripción de

modificaciones y ampliaciones al Proyecto de explotación inicialmente

presentado; por ello se redactó y presentó el ANEXO AL PROYECTO DE

EXPLOTACIÓN DE LA CANTERA DE ALZO.

Con fecha 7 de Junio de 1.993 se presenta el PLAN DE RESTAURACIÓN DE

LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638 en la Delegación Territorial de Industria y

Energía del Gobierno Vasco. Con éste Proyecto se pretendía cumplir con

los contenidos expuestos en el Real Decreto 2294/82, de 15 de Octubre y

abarcar un periodo de 18 años, es decir, el tiempo de expiración del plazo

de otorgamiento de la Concesión.

Con fecha 22 de Octubre de 1.999, el Técnico de Minas de la Oficina

Territorial de Guipúzcoa, emite informe final favorable del Proyecto de

Explotación.




Con fecha 18 de Junio de 2.001, el Responsable de Recursos Naturales del

Departamento de Industria, Comercio y Turismo, emite informe final de

carácter favorable con respecto al Plan de Restauración.

Con fecha 18 de Julio de 2.001, el Director de Administración de Industria y

Minas del Departamento de Industria, Comercio y Turismo del Gobierno

Vasco, APRUEBA el Proyecto de Explotación y Plan de Restauración antes

mencionados.

2.3 LICENCIA MUNICIPAL DE ACTIVIDAD.

Con fecha 21 de Septiembre de 1.997 “CANTERA DE ALZO, S. A.” solicita al

Ayuntamiento de Alzo la pertinente Licencia Municipal de Actividad. Para

ello se presenta, entre otros documentos, el ESTUDIO DE IMPACTO

AMBIENTAL DE LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638.

Con fecha 2 de Diciembre de 1.997, el Departamento de Ordenación del

Territorio, Vivienda y Medio Ambiente del Gobierno Vasco, califica la

actividad como molesta y peligrosa, estableciendo una serie de medidas

correctoras de obligado cumplimiento.

Con fecha 26 de Mayo de 2.003, el Ayuntamiento de Altzo, en la Junta

General, otorga la Licencia de Actividad para la explotación de la

Cantera de Alzo y CALCINOR, S.A.




2.4 ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL DE LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638.

Con fecha 6 de Junio de 1.994, se solicita a la Viceconsejería de Medio

Ambiente del Gobierno Vasco, el inicio del trámite de Evaluación de

Impacto Ambiental.

Con fecha 2 de Agosto de 1.996, la Viceconsejería de Medio Ambiente del

Departamento de Ordenación de Territorio, Vivienda y Medio Ambiente,

resuelve formular la Declaración de Impacto Ambiental del Proyecto de

Explotación anteriormente mencionado, con carácter favorable.

Con fecha 18 de Septiembre de 1.996, el Departamento de Ordenación

del Territorio, Vivienda y Medio Ambiente del Gobierno Vasco, formula la

DECLARACIÓN DE IMPACTO AMBIENTAL FAVORABLE, fijando una serie de

condiciones a la misma.

Una de ellas era la realización “in situ” de un amojonamiento para

delimitar los terrenos iban a ser afectados por la explotación. Este

amojonamiento está realizado desde hace tiempo, habiéndose colocado

mojones cada 25 metros a lo largo de los 3.125 metros de longitud del

perímetro mencionado.

2.5 DESARROLLO DE LA EXPLOTACIÓN.

El Proyecto de Explotación redactado en el año 1.993, ha venido sufriendo

una serie de modificaciones debido:




• Al cierre de otras explotaciones mineras.

El cierre de otras explotaciones dejó desabastecido el

mercado de áridos de Donostialdea, por lo que CANTERA DE

ALZO, S.A. se vio obligada a suministrar y abastecer esos

clientes. Esto conllevó un aumento en las producciones

previstas inicialmente en Proyecto, alcanzándose un máximo

arranque anual de 1,75 Mt, que superaba ampliamente el ritmo

de producción de 1 Mt/año de Proyecto.

• A condicionantes geotécnicos de los propios frentes.

La existencia de lisos de gran continuidad en los frentes Norte,

ha hecho que se paralice la extracción de alrededor de 4 Mt

en esos frentes. Además ha supuesto un adelanto en el ritmo

de avance de la explotación en el resto de los frentes,

acercándose paulatinamente los frentes a los límites

amojonados según la D.I.A.

Ambos motivos están obligando a adelantar la presentación de un nuevo

Proyecto de Explotación, proyecto éste que debe adecuarse por un lado

a la realidad de la explotación minera y por otro a las expectativas de los

mercados de calcinados y áridos




2.6 NORMAS SUBSIDIARIAS.

Durante el año 1.998 se realizaron una serie de reuniones entre

representantes del Ayuntamiento de Altzo y Técnicos del Grupo Calcinor

representando a la Cantera de Alzo con la finalidad de definir la

continuidad de la explotación.

El criterio del Ayuntamiento era el de conservar el camino de Azkarate que

bordea las cotas superiores de cantera, y de poner unos límites claros los

cuales no podrían ser rebasados.

Por su parte, la empresa explotadora buscaba garantizar sus reservas y

tiempo de actividad respetando los criterios del Ayuntamiento.

Tras las reuniones y confrontaciones realizadas en el terreno se llegaron a

una serie de acuerdos.

La ampliación del perímetro de cantera siempre respetará una distancia

mínima de 45 metros al camino de Azkarate.

• Al SE, donde esta pista va subiendo de cota, con el objetivo de

limitar la expansión de la cantera hacia cotas superiores (NE),

se tomó como límite el camino carretil que parte de la pista de

Azkarate hacia el S, respetando la distancia mínima de 45

metros a este camino.

• El límite SE se fijó por un barranco que atravesaba la zona en

dirección NE-SO.




• Como al E de este barranco la explotación no parecía

problemática, siempre que se respetase la limitación de los 45

metros al camino carretil, se concluyó que en esta zona se

propondría permitir la investigación para confirmar la existencia

de calizas que permitiese una posible ampliación del perímetro

de explotación.

Al final del presente apartado, se adjunta plano aclaratorio donde se

representa en color verde y con la letra A, el perímetro de explotación

aprobado (52 hectáreas), así como los límites acordados para la

continuidad de la explotación, coloreando la superficie objeto de

ampliación en color azul y letra B (8,6 hectáreas) y en color rojo y letra C,

la zona susceptible de investigación (2,7 hectáreas). El camino de

Azcarate se ha representado en color naranja y el camino carretil va en

color magenta.

El Pleno del Ayuntamiento de Altzo, en fecha 10 de febrero de 1.999 dictó

Acuerdo de Aprobación Provisional de la Revisión de las Normas

Subsidiarias de Altzo. El Documento de Aprobación Provisional dedicaba

los artículos 93 a 98 al uso extractivo y minero de la Cantera Arterreka e

incluía dentro del Suelo clasificado como No Urbanizable “Cantera

Arterreka” los terrenos afectados por el Proyecto de Explotación de la

Concesión de Explotación “AMAYA” Nº 4.638, y en previsión de la

ampliación de las actividades extractivas, procedió a clasificar como

Suelo Rural Común una zona colindante a dichos terrenos situada al este,

añadiendo además en terrenos limítrofes con estos últimos un área

clasificada como Suelo No Urbanizable de Especial Protección susceptible




de actividades de investigación de recursos minerales. Todo ello de

acuerdo a los límites anteriormente mencionados.

La Comisión de Ordenación del Territorio examinó el indicado Documento

y mediante un informe de fecha 25 de junio de 1999, estableció:

1. El ámbito a recogerse en las NNSS como cantera de Arterreka debe

corresponder con el definido en la DIA de 2 de agosto de 1 996.

2. Se suprimirá el uso de la actividad extractiva del suelo no

urbanizable común.

3. Se eliminara el ámbito calificado como “protección especial con

tolerancia de prospección”.

4. El área limitada por la actual cantera y el ámbito definido en el

punto anterior correspondiente a masas forestales tendrá la

calificación de Suelo No Urbanizable de especial Protección.

Recogiendo el contenido de este informe el Consejo de Diputados de la

Diputación de Gipuzkoa aprobó definitivamente las NNSS.

CALCINOR, S.A. interpuso recurso contencioso administrativo con fecha 10

de Abril de 2.001, en el que se solicita, básicamente:




“Se declare la conformidad a Derecho de la regulación relativa a las

actividades extractivas y mineras contenida en el Documento de

Aprobación Provisional de la Revisión de las NNSS de Alzo, adoptado

mediante Acuerdo del Pleno, adoptando las medidas necesarias para

que dicha regulación sea aprobada definitivamente por la Diputación

Foral”.

Con fecha 22 de Enero de 2.003, el Tribual Superior de Justicia del País

Vasco dictó Sentencia por la cual se estimaba el recurso contencioso-

administrativo interpuesto por CALCINOR, S.A.

Con fecha 16 de Julio de 2.003, el Consejo de Diputados de la Diputación

Foral de Gipuzkoa, acuerda que se lleve a puro y debido efecto y se

practique lo que exija el cumplimiento de las Declaraciones contenidas en

el fallo en la Sentencia mencionada, se apruebe definitivamente la

ordenación del suelo no urbanizable del Documento “Revisión de las

Normas Subsidiarias de Planeamiento de Altzo”, requiriendo al

Ayuntamiento para que incorpore el contenido de la Sentencia al Texto

Refundido de la Normas Subsidiarias de Planeamiento Municipal de Altzo.




373.638373.638

373.638371.506

371.506

371.338

371.338

371.333

344.327

424.214

403.839404.911

404.132

402.324

375.444

373.914

346.772

318.412

317.089

316.289

283.293

284.720

285.188

250.483

249.788

258.973

255.823

300.539

296.789

300.463300.539

300.051

299.983

296.813

287.206

287.239

436.898

426.329

421.945

415.177

415.741

416.659

342.920

310.915

345.093

346.892

346.458

346.551

346.589

346.415

346.582

347.317

347.105

343.612

345.005

345.630

346.792

346.706

346.933

347.350

346.562

346.721

312.970

312.211

312.760

311.966

312.382

313.040

313.108

313.256

314.166

316.637

315.893

314.938314.984

315.856316.041

417.470

419.141

420.553

421.436

422.617

423.996

424.498

425.393

424.715

424.214

424.500

424.181426.248

428.902

435.561

445.546445.548

445.809

446.497

444.886

444.378

443.546

442.823

419.368419.420

419.306

418.798

417.779

419.731

419.366

419.964

367.041366.450

360.806357.553

356.650

352.726

350.821

349.857

310.937

349.537

344.122

344.010344.029

343.949344.263

345.008

345.392

345.150343.880

343.884344.320

344.327

344.003

349.940

350.674

351.504

350.876

354.107

357.393364.044

365.450 370.584

371.207

371.136

371.338

371.506

371.230

371.769

372.204

374.477

374.460

374.869

375.277375.825

376.346

376.449

376.100

375.770

374.780

374.611

373.225

372.367

371.357

368.964

368.741

368.206

368.674

368.367

368.378

368.159

367.776

367.300

370.966

378.565

382.116

387.051

396.502

401.761

415.239

416.791

417.823

399.004399.691399.157

398.010398.563398.645

398.420

396.837

397.068

398.199

399.081

398.777

397.903

396.864

395.321

394.942

394.684

393.915

393.223

393.285

393.891

394.438

394.619

395.072

395.043

391.602

382.380383.548

380.688

372.184

370.802

367.560

367.025

367.655

367.451

367.591

368.367

368.613

368.548

368.990

369.637

371.539

373.453

374.726

376.108

376.617

376.268

376.153

375.445

375.074

373.638

379.021

377.892377.996375.981

375.305374.642

373.984

374.686

374.286

374.537

374.803

375.294

376.166

377.674

377.093377.854

376.664

377.194

376.815376.470

371.333369.329368.577

368.815

373.580

375.401

380.653

382.405

368.619

310.987

480.356

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421.728

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422.837

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417.707

420.948 419.543

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412.387

411.426

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421.709

424.936

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423.747

423.577

422.783

422.379

421.086

419.683

418.849

417.759

416.790

415.640

411.845

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403.746

400.041

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394.881

394.999

394.233

393.571

393.495

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395.113

394.907

395.753

396.886

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399.172

399.207

399.163

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397.981

402.416

399.980

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442.784

443.162

444.092

466.521

466.104

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484.774

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266.277

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266.629

265.921

265.206

263.775

262.149

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264.977

267.384

268.830

269.341

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265.950266.625

272.666

264.064

264.867

264.149

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255.876

255.720

257.275

255.692

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258.921

259.170

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252.174

257.783

260.188

261.944

264.397

265.750

266.487266.635

268.541

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282.037

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280.972281.410281.431

281.421

280.898

280.567

280.653

281.177

281.274

281.926

281.895

283.106

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283.354

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283.585

283.742

283.541

282.737

282.173

281.895

298.560

298.543

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313.162

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313.642

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316.305

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314.868314.414

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346.728

345.825

344.668

345.130

345.034

344.719

344.200

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346.878

346.041

343.275

338.524

335.630

333.843

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344.394

349.751

355.098

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374.451

376.046

341.977

280.874

449.856

450.785

449.693

448.613

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444.351

444.558

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443.140

442.780

442.317

442.038

442.813

443.182

442.840442.647

440.053439.119 439.238 439.029 437.591

437.415437.450

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432.601

420.853

423.305423.278424.696423.856

425.302

426.284

427.336

428.474

433.240

433.552

432.511

432.320

432.873

430.448

429.497

429.528

429.579

430.139

427.432

425.658

424.336

423.561

422.697421.857

396.378

396.786

395.706

396.777

397.045

396.991

397.332

396.994

372.668

373.674

374.454 374.874

375.410

366.817

363.391

360.166

356.554

353.771

350.337

348.162

346.255

344.168

340.403

338.103

336.592

334.945

333.168

330.779

328.138

342.528

342.550

345.185

346.747

346.659

Norte

277.793

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439.960439.033439.733

442.096

440.801441.772

441.849

443.767

448.323446.049

446.380

445.016

445.629

446.029

446.202

447.249

447.847

449.409

252.222

252.680

251.936

280.874

486.815

474.925477.035

476.961

478.674

479.229

480.128

480.955

481.383

482.035484.116

483.771

483.176

380.00

310.987

439.072

437.971

441.748 441.505

445.708

446.239

446.959

432.141

433.454

431.339

425.595

423.564424.006 424.151 423.766 426.281 426.558

437.348

399.699

401.888402.115

402.893

V-3480,394

396.704

396.799

395.972

395.821

395.515

395.574

395.574

396.221

368.396367.963

363.439363.439357.518357.518

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351.161

350.037

357.151357.151

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316.587316.587

316.274316.274

315.840315.840

315.661315.661

315.372315.372

315.414315.414

450 .

00

RA

MP

A B

AN

CO

7º A B

ANC

O 8º P

=12,13%

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445.748445.748

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445.312445.312

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446.045446.045

444.536

444.423444.423

444.615

445.339445.339

446.782446.782

448.481448.481

450.081450.081

451.994451.994

454.995

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466.212

457.251

454.400

451.863451.863

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446.283446.283

487.011487.011

397.779396.668396.668

396.449396.449

396.150396.150

396.567

396.659

397.340

397.766

BANC

O 9º

BA

NC

O 7º

PLAZA

V-114

V-111

V-110

V-200

478,464V-203

421.

801

423.

273

427.

286

430.

296

432.

616

436.

364

441.

164

443.

478

445.

304

435.

514

433.

050

429.

696

426.

335

422.

223

486.815

283.754

487.132

419.135

414.606

396.598

396.865

395.527

396.598

396.865

395.527

480.847

479.762

479.277

478.617

478.392

478.014

476.291

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475.679475.915

474.839

468.203

467.114

461.567

457.463

456.195

453.994

450.410

445.222

448.503

450.901 453.122

456.148

458.129461.389

461.292

462.973

461.660444.787

444.429 444.742

445.178

465.073

465.199

465.533

465.447

465.165465.091

464.591

464.145

464.256

464.919

465.484

465.817

465.777

465.948466.467

466.244465.516

465.470

441.723

443.732

442.122

440.366

474.860

479.595

485.405

490.539

492.702

493.889

495.111

496.527

496.956

497.648

497.630

499.130

499.841

500.056

500.784

500.822

500.900

501.254

502.742

470

460

460

470

313.796

312.382

313.040

313.108

313.256

314.166

316.637

316.598

314.984

M-19'

490

420.521

M-18

BAN

CO

6º

REL

LEN

O

A

B

C

BANC

O 2º

394.995

396.502

419.034

419.026

450

460

470

420

421.899

424.870

416.757

416.152

416.586

416.389

470 480

490

M-21'

450

MOJON IN SITU EL 21-09-2001

450

460

490

E-4

470

480

M-25

M-24'

450

415.781415.382

416.503

417.401

419.617

500480

470

M-20

500

M-21500

416.777

416.552

422.567

423.574

417.471

416.157

415.990

415.548

415.354

415.307

415.364

415.952

416.668

416.136

416.196420.743

417.190

415.649

419.034

419.026

418.935

418.141

428.799

426.242

425.949

426.163

427.384

419.370

431.006

437.229

434.558

418.939

424.599

450 460

M-22

464.567

467.497

462.398

BANCO 6º

BANCO 5º

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390.00

360.00

360.00

400.00

260.00

270.00

280.00

290.00

300.00

310.00

419.203

419.018

394.945

342.118

277.793

342.642

343.126

345.782

346.045368.620

368.503

368.376

368.847

345.289

345.078

345.171

344.852

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345.619

345.456

370.754

344.345

344.791

344.048

370.024

369.186

368.739

368.653

395.013394.957

394.854

394.872

394.574

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394.402

394.680

394.854

366.682368.070

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344.778

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343.354

368.337

343.172

367.393

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344.113

344.437

370.234

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371.131

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371.153

371.020

371.287

345.574

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371.364371.175

345.145

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345.149

342.969

342.746

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341.624

341.678

341.893

341.970

341.685

341.650

342.302

394.257

393.973

393.124

393.322

371.594

371.342

372.210

371.773

373.143

372.757

393.322

393.510

393.802

393.655

394.429

393.575

374.611

343.581

418.384

417.640

417.430

343.781

343.669

BANC

O 3º

BANC

O 4º

BA

NC

O 6º

RA

MPA B

ANC

O 5º A B

AN

CO

6º

BANC

O 6º

BAN

CO

7º

BANC

O 8º

RAMPA BAN

CO 6º A BANCO 7º

BAN

CO

7º

BAN

CO

8º

BAN

CO

9º

345.034

344.719

344.200

343.294

344.200

343.294

342.306

BA

NC

O 3º

341.511

341.936

343.191

344.885

340.968

342.306

341.511

467.168

368.559306.203

306.370

308.494

312.124

314.817

318.103

318.973

318.730

316.719

314.535

311.397

309.123

306.006

307.115

306.525

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305.022

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305.193

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304.745

305.267

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297.423

293.680

287.390

284.944

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279.636

279.553279.615

279.051

279.530

282.719

286.571

289.986

292.368

290.394

292.920

294.095

288.952

289.201

281.744

281.064

285.680

292.622

301.669

304.526

307.165

312.347

312.432

313.784

312.532

312.737

273.659

271.381

264.841264.491

263.726

263.995

261.189

258.420

252.174

250.290

249.313

250.779

253.142

254.071

254.541

254.448

249.965

249.972

249.790

249.436

249.452

249.690

249.317

249.765

249.703

250.040

251.083

251.582

252.876 255.681

252.322

315.368

338.067

338.989

346.817

327.685

323.301

315.892

315.426

325.162

327.639

324.328

300.539

296.626

296.674

297.958

296.789

297.157

298.357

297.143

300.261

301.781

301.259

298.856

298.336

481.245470.444

254.01

249.23249.63

310.972

329.797

329.271

329.182

331.228

327.685

326.231

325.252

324.008

323.376

323.301

322.940

320.011

319.277

322.624

326.396

326.973

327.639

324.328

303.142

302.359

300.863

298.062

300.463300.539

300.061

300.051

299.983

296.626

296.674

297.958

296.813

297.157

298.357

297.432

296.491

297.354

298.270

301.259

298.856

298.336

481.245

477.662

473.477470.444468.368

460.809460.362

454.278445.478

435.303

431.462

427.502

416.401

409.663409.588

405.193

315.682

316.852

317.012

378.52

375.23

368.28

368.63

342.077342.032342.020

485.600

482.808

481.446

480.385

479.589

478.486

473.340

461.501

459.232

458.406

457.997

458.428

479.941

481.673

481.734

481.656

480.620

484.406

486.324 482.812

478.871476.340

473.090470.656

466.983463.594

460.373

453.429

449.722

440.818

439.302

442.001

441.610

442.129

442.150

442.320

462.832464.108

463.655465.296

462.468463.701

463.093462.671

461.335461.959

460.757

460.324 461.618

460.180460.993

459.108459.582

458.116459.308

456.968 456.915456.095

456.375455.180

454.274 454.072451.950452.194

451.998

448.465

447.500444.581

432.841

421.32

466.016

475.289482.248

484.216

487.141487.021

297.560

291.073

291.959

291.528

290.900

289.389

288.087

297.245297.443

297.565297.339

296.327

295.949

295.200

294.281294.388

294.379

292.255294.424

295.481

295.339

293.901

292.936

291.581

292.592

294.217

297.105

297.164

297.386

297.194

297.413

300.450

302.649

304.939304.888

294.831

294.888295.330

312.325

309.103

312.302

312.526

312.766

315.441

314.645

314.603

314.800

314.734

315.007

315.204315.296

316.117

316.556

316.865

317.217

316.598

315.670

314.037

312.360

312.453

314.472

317.627

321.202

322.578

323.268

324.544

325.814

329.082

330.806

333.044

334.711

336.032

337.483

338.640

340.357

334.581

329.666

325.489

322.311

316.731

310.788

307.601

304.114

303.266

308.413

312.482

312.654

315.404

318.586

321.670

323.917

326.718

329.368

331.745

333.796

334.186

332.229331.651

331.987

332.628

332.713

332.443

332.526

333.276

335.208

338.545

334.140333.149

339.171

341.112

343.620

346.055

346.764

346.292

346.404

346.579

346.742

346.435

346.150

336.948335.749

336.960

338.697

341.603

344.275

345.649

348.373

411.591

407.546

405.062

401.953

397.830

394.618

391.713

387.906384.620

382.656

384.460

384.179

386.731

386.484

390.235

392.268

394.030

394.729

384.814

386.894

388.529

390.385

394.222

396.737

396.679

396.552

341.634341.618

342.674

341.117

336.502

334.332

331.428

329.776

327.618

325.293

322.567

318.934

315.484

312.032

308.160

383.033

382.757

381.259

380.575

381.393

383.587

381.523

376.277

371.591

368.052

363.594

360.604

356.718

352.845

349.143

346.775

341.846

342.225

341.134

339.586

340.965

341.716

313.093

313.796

314.615

315.548

315.608

316.681

317.569

319.062

318.891

317.779

318.265

318.165

317.103

315.739

315.420

314.142

315.209

313.023

313.432

382.793

381.507

381.690

382.453

382.554

391.738

394.390

399.540

402.922

BANCO 2º

384.953

391.777

388.126

390.221392.575

398.912

407.682

412.194417.119

418.745

384.953

439.23

381.732

E-7

E-3513,865

E-4

E-3''

E-3'514,47

515,12

518,248

524,218

518,637

520,222

521,256

521,261

498,090

495,824

497,653

504,282

505,564

507,759

508,491

509,634

509,817

511,568

499,717

512,941

518,003

500,372

CAMINO ANTIGUO

BANCO 7º

BA

NC

O 1º

BA

NC

O 2º

ESCOMBRERA

ESCOMBRERA

E.6

E-5H.P.F.

514.043

516.810

523.217

523.475

521.638

518.172

520.407

527.205

538.179

540.688

545.692

544.781

543.766

540.380

537.866

533.297

528.606

513.963

514.771

515.350

515.887

519.280

520.094

521.682

524.548

523.954

521.374

519.243

521.540 518.961

518.240517.286

512.813

508.692

505.351521.980

523.975

525.742

529.254

533.150

537.262

538.709

540.144

541.638

539.604542.019

546.661

544.640

545.724

556.182

546.385

544.349

541.049

538.983

539.116

531.672

526.111

523.435

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO

CAMINO ANTIGUO




3. OBJETIVOS.

Los objetivos del presente Proyecto de Explotación, son:

• Cumplir con lo dispuesto en el Artº 81 del Reglamento General

para el Régimen de la Minería, en el sentido de solicitar el

otorgamiento del primero de los dos periodos prorrogables de

la Concesión Minera “AMAYA”.

• Ampliar el perímetro de la explotación desde el

amojonamiento derivado de la D.I.A. hasta el perímetro

contemplado en las NN.SS. del Ayuntamiento de Altzo.

• Garantizar para el periodo solicitado, la obtención de caliza

calcinable de buena calidad para alimentar las instalaciones

de fabricación de cales y derivados, que “CALCINOR, S. A.”

tiene junto a la explotación minera, en Altzo (Gipuzkoa).

• Dejar de aportar material todo-uno procedente de la

instalación primaria material a la escombrera existente en la

zona Este de la explotación minera.

• La recuperación total de la mencionada escombrera.

• Adecuar los taludes finales de la explotación a los

condicionantes geotécnicos existentes.




• Sobre la base de los objetivos descritos anteriormente, en el

presente Proyecto se mencionará la instalación de un nuevo

horno vertical de calcinación de finos, la instalación de una

planta de lavado de todo-uno y de una planta móvil de

cribado de todo-uno. El objeto de éste Proyecto no es su

descripción detallada, sino que es la justificación de los

arranques y producciones en las distintas fases.

Estas instalaciones serán objeto de Proyectos específicos, si así

lo requieren, que se presentarán a la administración para la

obtención de la autorización previa de puesta en marcha.




4. SITUACIÓN GEOGRÁFICA Y ACCESOS

La Concesión Minera se localiza en Altzo, Tolosa en su pertenecido Bedaio

y Lizartza (Gipuzkoa).

El acceso a la explotación se realiza desde la carretera que discurre desde

Alegi a Amezketa. Unos 200 metros antes del Km 33 y a la altura del caserío

de Olza, se toma una desviación que discurre junto a la regata Jaizkugain

hasta llegar a la explotación minera. Se adjunta un plano escala 1:50.000 y

escala 1:5.000 como plano Nº 01.




5. MEMORIA GEOLÓGICA DEL YACIMIENTO

5.1 GEOLOGÍA REGIONAL

La cantera de Altzo se sitúa en el valle del Arroyo Jaizkugare, afluente del

río Amezketa, en la base de la ladera sur del monte Ho sabio, de laderas

escarpadas y fondos de valle encajados.

Hidrográficamente, la zona pertenece a la Cuenca Norte, siendo los

principales cauces fluviales los ríos Oria, y su afluente, el río Araxes.

En el ámbito de geología regional, la zona se encuadra en la parte

meridional del Arco Vasco, dentro de la Cuenca Vasco – Cantábrica,

situándose en la terminación occidental de los Pirineos, con los que

comparte estructuras, tales como la falla de Leitza, que tiene continuidad

en la falla Nor - Pirenaica.

Los materiales que afloran en el área están comprendidos entre el Triásico

y Cretácico superior, quedando afectados, por una o varias fases

tectónicas de plegamiento de edad terciaria (post – Eoceno),

correspondientes a la Orogenia Alpina, aunque también se reconocen

fases de deformación anterior, de edad Cenomaniense.

El área de estudio se encuadra regionalmente en la unidad estructural de

Oiz, en el Sector de Leitza, implicando un conjunto de materiales limitados

al norte por la falla de Leitza, que presentan, como característica




principal, una deformación pre – Cenomaniense ligada a la propia falla, y

con carácter mas acusado según se avanza hacia el Este.

La estratigrafía de área de interés (ver plano 03), se describe a

continuación con mayor detalle.

5.2 ESTRATIGRAFÍA

Estratigráficamente el área de interés está ocupada por materiales desde

el Triásico hasta el Cretácico superior, al margen de afloramientos de

cuaternarios.

Los materiales que constituyen la sucesión estratigráfica desde el triásico

hasta el Albiense superior están limitados al norte por la falla de Leitza,

afectados por una deformación pre-Cenomaniese, a la que aparece

ligado un metamorfismo de grado bajo (epizona – anquizona), en una

banda paralela a la falla, y más intenso cuanto más próxima a ella. Al

norte de la falla no existe metamorfismo, y hacia el sur disminuye de forma

gradual.

Triásico.

El Triásico está representado por las ofitas del sector de Altzo y por

afloramientos en el frente de la falla de Leitza, presentándose

normalmente con carácter muy alterado en afloramiento. En corte fresco

aparecen como ofitas de grano variable, fino a grueso, aspecto masivo e

importante fracturación. Son frecuentes las fracturas rellenas de epidota.




Jurásico

Los materiales jurásicos comienzan con los correspondientes al Infralías y

Lías calizo – dolomítico. Estos, están escasamente representados. Son

calizas grises oscuras y calizas dolomíticas, laminadas, generalmente muy

recristalizadas.

El Liásico margoso aflora muy mal, en facies de margas y margocalizas

grises en corte fresco, y ocres y amarillentos de alteración. En los bancos

más competentes es frecuente la presencia de belemnites. Su potencia

media es de 200 metros

El Dogger está constituido por un paquete de calizas bioclásticas y calizas

nodulosas con sílex. Los bancos de muro suelen ser micríticos de color

negro y con fauna de belemnites y ammonites. Su potencia media es de

120 metros

El Malm, oxforiense, está constituido por margas arenosas y lutitas negras, y

en ocasiones, limolitas arenosas con una típica alteración roja y versicolor.

Aparece con una potencia de 150 metros

El Malm Kimmeridgiense está constituido por un paquete carbonatado

que dibuja la estructura de anticlinal volcado del Otsabio. Son calizas

bioclásticas estratificadas, con fragmentos abundantes de crinoides.

Aparecen con una potencia próxima a los 100 metros.

Respecto al Jurásico terminal Portlandiense y el Neocomiense se

diferencian dos términos. El primero está constituido por limolitas micáceas,




en ocasiones versicolores, mientras que el segundo lo forman calizas

negras estratificadas, con fauna muy escasa de serpúlidos. La potencia

media es de 250 metros.

Cretácico

Dentro del Cretácico, a partir del Neocomiense, el Barremiense se

presenta como las facies de implantación de Urgoniano, constituyendo un

tramo blando por debajo de las calizas e interdigitado con ellas en su

parte inferior. Las facies de implantación la constituyen lutitas calcáreas,

limolitas y areniscas. En ocasiones se da una predominancia de las

areniscas, muy micáceas dando tonos de alteración rojizos y versicolores.

El Urgoniano “sensu stricto” esta constituido principalmente por calizas

bioclásticas (wackestones–floatstones), grises, masivas o con estratificación

difusa. La fauna más típica consiste en rudistas y fragmentos de corales,

que pueden aparecer con gran tamaño. Es la litología que se explota en

la cantera de Altzo.

Hacia el Norte y Este, estas calizas presentan un metamorfismo de grado

muy bajo, adquiriendo un aspecto sacaroideo, marmóreo, con laminación

grosera, en la que alternan zonas de textura gruesa, muy recristalizada,

con otras menos deformadas. La potencia global de esta formación

alcanza los 400 metros.

El Supraurgoniano reposa discordante (a partir de una discordancia

erosiva) sobre el término anterior, y en el núcleo del sinclinal volcado de

Lizartza. Esta compuesto por un conjunto de lutitas calcáreas con




intercalaciones de arenas silíceas. La litología dominante es lutitas

calcáreas negras algo esquistosas, con piritas diseminadas, que intercalan

proporciones variables de areniscas silíceas de grano medio, en bancos

de 30 – 50 cm, con laminación de varios tipos (paralela, cruzada y

ondulada). El Supraurgoniano se presenta con una potencia de 250 m.

El Cretácico superior se mantiene en disposición geométrica discordante

sobre cualquier término anterior, sellando las deformaciones previas, y no

está afectado por el metamorfismo ligado a la falla de Leitza. En el ámbito

regional están formados por un variable conjunto de litologías,

predominado margas y calizas, aunque en el área más próximas de la

cantera son fundamentalmente margas grises esquistosas, con

intercalaciones de calizas arenosas y margocalizas.

5.3 TECTÓNICA

Dentro de la zona de interés se distinguen varias fases de deformación

De forma posterior al ciclo hercínico se produjo una fracturación tensional

con dos sistemas predominantes, N 20º E y N 110º E. La falla de Leitza tiene

este origen tardi-hercínico.

Este accidente tardi-hercínico va a constituir en adelante un “marcador”

de las deformaciones posteriores, ya que constituye una zona de

debilidad.




Hacia el Valanginiense el Atlántico comienza a abrirse, creando una zona

transformante, que da lugar a desgarres sinestrales N 110º - 120º E, en el

que la falla de Leitza forma parte del sistema. Al tiempo, la posición

elevada del manto superior provoca un gradiente térmico anómalo,

generando un metamorfismo mesozoico (pre-cenomaniense), que se

observa en una banda paralela a la falla

El inicio de la compresión en el Paleógeno, conlleva un acortamiento

generalizado en dirección Norte – Sur, reactivando el desgarre de Leitza

que adquiere carácter de falla inversa, superponiéndose a su cobertera.

La deformación prosigue según un acortamiento generalizado Norte – Sur,

que supone la principal fase de deformación post – eocena. Consiste en

una tectónica compresiva que origina grandes pliegues vergentes hacia

el norte. De esta forma, la falla de Leitza se hace cada vez más vergente,

cabalgando hacia el norte el resto de la serie, y generando estructuras

acordes con ello: Anticlinal del Otsabio - falla de Leitza – Sinclinal de

Lizartza.

5.4 GEOLOGÍA LOCAL

La concesión de Explotación “Amaya” Nº 4.638 se sitúa en el valle del

arroyo “Jaizkugañe”. Este valle, de dirección SE – NW se sitúa al sur del

monte Otsabio. Se caracteriza por tener laderas escarpadas, con

importantes desniveles y un fondo de valle muy encajado.




Litológicamente, en el entorno de la Concesión de Explotación, las rocas

pertenecen al Cretácico, donde se diferencian las siguientes formaciones

(ver plano 04):

• Limolitas y areniscas. Constituyen la facies de implantación del

Urgoniano. Las areniscas, de grano fino a medio, son muy micáceas,

y aparecen en paquetes centimétricos y ocasionalmente

decimétricos alternando con limolitas micáceas con laminación

milimétrica. Las areniscas pueden dar distintos tonos (rojizos y

versicolores de alteración)

• Calizas grises. Constituyen las facies de caliza fosilíferas del

Urgoniano en sentido estricto, y son de edad Aptiense – Albiense. Se

trata de unas calizas fosilíferas recifales, de color gris claro en

superficie, y gris azulado en corte fresco, masivas o con

estratificación difusa (únicamente se encuentra abierta en las

proximidades de la superficie), con espaciados métricos de 1 a 5

metros. Se observan fósiles, generalmente rudistas, aunque también

cabe destacar la presencia de fragmentos de corales (ramosos y

tabulares) Se encuentran intensamente fracturadas con rellenos de

calcita, apreciándose en las proximidades de grandes fallas

importantes recristalizaciones. Dentro de la formación se puede

apreciar la aparición de procesos karsticos. Las calizas se

encuentran karstificadas con un lapiaz muy desarrollado en

superficie. En profundidad, hasta aproximadamente 50 metros, las

discontinuidades se encuentran karstificadas, y a partir de esas




profundidades únicamente las fracturas o fallas más desarrolladas.

Es el recurso explotado en la Concesión “Amaya”

• Argilitas y limolitas. Afloran al Sureste de la cantera, según se avanza

por el valle de la regata Jaizkugañe. Se trata de un conjunto de

argilitas calcáreas, limolitas y areniscas mal estratificadas, con

niveles de margas y barras de calizas intercaladas. Son de edad

Albiense medio.

• Lutitas calcáreas negras y argilitas. Corresponden a la formación del

Supraurgoniano, y son de edad Albiense superior. Afloran en la

ladera contraria del valle de la regata Jaizkugañe. Esta formación se

compone de lutitas calcáreas negras y argilitas micáceas con

laminación milimétrica, con intercalaciones ocasionales de

areniscas de grano fino. Presenta una acusada esquistosidad.

• Estratigráficamente por encima de los materiales anteriores, y más al

sur en la ladera de la margen izquierda de la regata, aparecen unas

margas grises esquistosas que corresponden al cretácico superior.

El recubrimiento de suelos es muy escaso, al tratarse de una zona de

lapiaz. Hay acumulaciones de suelos coluviales en las calizas, procedentes

de descalcificaciones, y varios rellenos artificiales que corresponden a

acopios de restauración y/o trabajos de la propia cantera.

Tectónicamente, la zona de la Concesión “Amaya” es muy compleja, al

situarse en una confluencia de fallas regionales de gran continuidad y

envergadura, alguna de ellas de carácter cortical. Hay que destacar la




proximidad de la falla de Leitza, que en esta zona tiene un acusado

carácter inverso, provocando un cabalgamiento que sitúa las rocas

cretácicas inferiores sobre las del Cretácico superior. Los grandes

accidentes tectónicos del entorno tienen reflejo en la tectónica y

estructura de la cantera y su entorno, con la aparición de abundantes

fallas, y algunos pliegue-falla.

Los principales accidentes tectónicos del entorno son:

- El cabalgamiento del “Insalus”, que provoca que el área donde se

encuentra la cantera se sitúe en una escama de la misma.

- La falla de Leitza: consistente en una falla vertical con movimiento

en dirección

- La falla del Oria

Estos grandes accidentes tectónicos provocan la formación de fallas que

compartimentan el área de la cantera y su entorno en distintos bloques.

Por una parte se observan fallas en dirección NE – SW que provocan la

división de la zona en distintos dominios estructurales.

Posteriormente se localizan fallas “menores” dentro de cada dominio

estructural, con continuidades que llegan a superar los 200 metros

(fundamentalmente en las calizas), y que presentan una elevada

persistencia.




También se observa una red de fracturación, definida por familias de

juntas, que cambia de un dominio a otro, y que en términos generales, por

debajo de 75 metros de la superficie se encuentran sellados con calcita.

Químicamente, las calizas explotadas en la concesión “Amaya” sen

puede destacar como un carbonato de gran pureza, con porcentajes de

CO3Ca superiores al 97%. A continuación se incluyen dos tablas con las

características físicas y químicas de estas calizas:

CARACTERIZACIÓN FÍSICA:

• Densidad .............. 2,5 gr/cm3 • Decrepitación ..... 0,1 % • Degradación ....... 1,3 % • Blancura (L) .......... 87,3

CARACTERIZACIÓN QUÍMICA:

• CO3Ca .................. 99,8 % • CaO (útil) .............. 95 % • PPC........................ 43,8 % • Si O2+RI.................. 0,15 % • Al2O3 ...................... 0,04 % • Fe2O3 ..................... 0,03 % • MgO ...................... 0,07%

5.5 INVESTIGACIONES REALIZADAS EN LA C. E. “AMAYA” Nº 4.638

Dentro de la C.E. “Amaya” Nº 4.638 se han realizado tres fases de

investigación: en el ANEXO III, se adjuntan los datos e informes de las

campañas de forma detallada.




• Cartografía y caracterización geológica. Realizada entre Noviembre

de 2000 y Enero de 2001. La finalidad de esta fase previa de

investigación fue el reconocimiento en superficie y cartografía de

detalle de los contactos de la caliza explotada en cantera, en el

entorno de la explotación. Se recogieron muestras de superficie de

la caliza y se analizaron para su caracterización química. Como

aspecto principal se mostraba la continuidad del afloramiento de

caliza a lo largo del valle del arroyo “jaizkuigañe” (entre 250 y 500

metros de la posición de los frentes) y en dirección a la cumbre del

Otsabio. También se mostraba como la existencia de una serie de

“bolsas” de tierras y otros materiales (con estructura caótica). Estas

bolsas proceden de tres procesos distintos, unas se originan en

procesos de descalcificación de caliza, normalmente en lugares

asociados a fracturas de notable entidad; otras en procesos de

acumulación de sedimentos (con escaso transporte) de otros

materiales del entorno en un valle abandonado (un “paleovalle”

reciente) próximo a la cantera; y otras se originan en el colapso de

antiguas dolinas en el techo de las calizas, con relleno de materiales

de la formación superior.

• Campaña de sondeos a testigo continuo. Realizada en Mayo –

Junio de 2001. A partir de los resultados de la campaña anterior de

reconocimiento en superficie, se realizó una campaña de sondeos a

testigo continuo con dos finalidades. Por una parte, se pretendía la

caracterización la caliza existente en el avance del afloramiento a

lo largo del arroyo “Jaizkugañe”. Por otra parte, se perforaron




algunos sondeos en unas “bolsas” de tierra a fin de estimar el

desarrollo en profundidad de las mismas.

• Campaña de Tomografías Eléctricas. Realizada en Agosto de 2001.

La finalidad de la campaña se dirigía a la determinación del espesor

y extensión lateral de determinadas bolsadas de tierra y arcillas, así

como la relación de estas bolsas con posibles fracturas y fallas,

determinando la geometría y estructura de los planos.

5.6 HIDROGEOLOGÍA

Las características hidrogeológicas de una zona vienen determinadas por

su estructuración geológica, geográfica, por su suelo, vegetación, y por el

tipo de clima.

La Concesión de Explotación “Amaya” Nº 4.638 queda encuadrada

dentro de la “Subunidad Otsabio” de la “Unidad Hidrogeológica Elduain”

del “Dominio Hidrogeológico Anticlinorio Norte”.

Dentro de este Dominio Hidrogeológico, las precipitaciones media anuales

en años medios varían entre 1.100 y casi 2.000 mm., según la distribución

geográfica, acercándose en el área de la Concesión de Explotación a los

2.000 mm.

Las temperaturas medias anuales varían entre 10,5 ºC hasta los 14ºC,

situándose en el área de interés en los márgenes inferiores del rango de




temperaturas. Con estos datos, el valor de lluvia útil adquiere magnitudes

de 900 a 1.200 mm.

La unidad Hidrogeológica Elduain está incluida en su totalidad en la

cuenca del río Oria. Sus límites van desde el eje central del río Oria en

Alegia y Tolosa hasta las depresiones de Aintzerga y Berástegi. Al norte

limita con la cuenca del río Leizarán y al sur con la margen izquierda del río

Araxes y la regata Jaizkugaña.

Las distintas subunidades se alinean con los ejes de los ríos Berástegi o Zelai

y Araxes hasta las cercanías del río Oria.

Debido a la complejidad litoestratigráfica y estructural de la unidad, se

definen distintas subunidades hidrogeológicas. Para ello se consideraron

diferentes criterios, tales como el punto de descarga o como la

pertenencia a una estructura geológica característica e individualizada.

Dentro de la Unidad Hidrogeológica de Elduain, la Concesión de

Explotación “Amaya” Nº 4.638 se sitúa en la subunidad Otsabio. El plano 05

muestra el mapa hidrogeológico de la Unidad Elduain.

La Subunidad Otsabio engloba una serie de materiales urgonianos

calcáreos afectados por frecuentes cambios de facies hacia materiales

arcillosos o areniscosos que forman acuíferos de pequeña entidad con

descarga al río Araxes y a la regata Jaikugañe. En la subunidad existen, al

norte, una serie de afloramientos jurásicos que constituyen acuíferos de

poco interés por su escasa superficie.




La estructura de la subunidad corresponde a una serie monoclinal buzante

al sur. Las calizas arrecifales urgonianas constituyen los acuíferos,

presentando en algún punto potencias de 900 metros, si bien está

decrece rápidamente tanto hacia el norte como hacia el sur.

Características geométricas.

Se han distinguido dos acuíferos en la subunidad, además de los pequeños

acuíferos jurásicos.

Acuífero Insalus. Situado en el monte Otsabio, continua por la Comunidad

Autónoma de Navarra. Se ha desarrollado sobre calizas urgonianas, con

potencia variable de 900 a 200 metros. El substrato impermeable está

constituido por una alternancia de margas y calizas arenosas del

Santoniense – Campanéense y por arcillas yesíferas del Trías. El acuífero se

encuentra dividido por el río Araxes que actúa como elemento de drenaje

en aguas altas y parece que recarga el acuífero en épocas de estiaje. El

flujo del acuífero se produce de Oeste a Este en la margen izquierda y de

Este a Oeste en la margen derecha. La superficie de materiales

permeables de la margen izquierda es de 1,17 km2, siendo la cuenca

externa vertiente de 1,15 km2. La superficie de la margen derecha, dentro

del Territorio Histórico de Guipúzcoa es de 2,3 km2.

Acuífero Arterreka. Se instala entre Alegia y el río Araxes. El acuífero se

desarrolla en calizas urgonianas al igual que el de Insalus, siendo su

potencia, en las zonas extremas de 50 metros. El sustrato impermeable está

constituido por una serie detrítica del complejo Urgoniano encontrándose




a techo margas, calcarenitas, areniscas y limolitas del supreurgoniano. En

el tercio occidental existe una falla de dirección NE-SO que divide el

acuífero en dos sectores quizá individualizados. La superficie del sector

occidental es de 0,4 km2, siendo la cuenca externa de 0,8 km2. El sector

oriental tiene una superficie de materiales permeables de 3,2 km2, siendo

la cuenca externa que aporta agua al acuífero de 0,8 km2. El flujo se dirige

desde las zonas de recarga a la regata Jaizkugaña.

Puntos de agua.

Existen en la subunidad seis manantiales importantes además de las salidas

difusas al río Araxes y regata jaizkugaña. Los más destacados son:

Insalus: Tres manantiales con declaración de agua minero – medicinal y

captados para su comercialización, además de otras surgencias difusas. El

conjunto presenta un caudal medio de 25 l/s.

Jaizkugaña: Se trata de dos surgencias próximas, situadas en el cauce de

la regata Jaizkugañe a cota 210 m, con un caudal medio de 50 l/s. Existe

además un tercer manantial intermitente a cota 165 m, que drena el

sector occidental.

Funcionamiento hidráulico y parámetros.

La tipología de los acuíferos responde a acuíferos kársticos en sentido

estricto, que han desarrollado su permeabilidad por disolución a través de

fracturas. El funcionamiento es libre, produciéndose el drenaje hacia los

dos cursos fluviales que atraviesan los acuíferos. En épocas de aguas bajas




se piensa que el río Araxes en su curso alto recarga el acuífero Insalus y la

regata Jaizkugaña recarga el acuífero Arterreka. Según esto el flujo del

acuífero se produce desde las zonas altas hacia los cauces de los ríos en

aguas altas, invirtiéndose el mismo únicamente en estiajes acusados y en

las zonas altas de las cuencas.

Puntos de agua y sondeos en el área e la explotación

En noviembre de 1999 la empresa CALCINOR, S.A. subcontrató la

perforación de sondeos de investigación hidrogeológica en el entorno de

la cantera de Altzo. El acuífero perforado se trata de un acuífero kárstico

en sentido estricto, desarrollado en calizas urgonianas, con

comportamiento libre que ha desarrollado la permeabilidad por disolución

de la caliza. La karstificación es muy heterogénea con desarrollo de

conductos preferenciales. En principio se considera una lluvia útil en la

zona de 1.200 mm, una infiltración obre las calizas urgonianas del 70% y de

un 10% de las cuencas externas impermeables. Según esto, los recursos

renovables del acuífero son de 3,2 Hm3/año

Se perforaron 2 sondeos. El primer de ellos fue perforado en la plaza de

cantera alcanzando una profundidad de 112 metros, todos ellos en caliza,

dando un aporte de agua de tan solo un litro por segundo.

El segundo sondeo se situó junto a los antiguos silos de hormigón. En los

primeros 42 metros se cortaron materiales diversos, primero argilitas y

arcillas, luego margas, de los 18 a 30 metros lutitas negras y hasta los 42

metros arenas silíceas. A partir de los 42 se comenzó a atravesar la caliza




apareciendo a los 54 metros una fractura rellena de limos. Una vez

terminado el sondeo, el nivel de agua se situó a 11 metros de profundidad

y el caudal estimado era superior a los 20 l/s. El ANEXO IV muestra la

columna de perforación del sondeo.

El 7 de Junio de 2000 CALCINOR, S.A., solicitó a la Confederación

Hidrográfica del Norte, una concesión de 4.7 l/s para el aprovechamiento

del sondeo para abastecimiento de la cantera y fábrica de cal.

La situación del sondeo, cercano a los manantiales de Jaikugañe,

captados para el abastecimiento del municipio de Alegia (con una

concesión de 21,5 l/s), y la afección a dichos manantiales durante la

perforación del sondeo, en forma de un incremento de la turbidez, hizo

pensar en la afección del sondeo sobre los manantiales, bien provocando

la disminución de caudal, o bien provocando el incremento de turbidez.

Para estudiar y analizar la afección a los manantiales se acordó realizar un

bombeo durante el mes de agosto de 2000, controlando el nivel y calidad

de las aguas de sondeo y manantial.

El ensayo de bombeo estableció un conjunto de resultados que se

pueden resumir en los siguientes puntos:

• Se observó una barrera positiva en el sondeo, es decir, la existencia

de un aporte de agua al sondeo, que se manifestaba claramente a

partir de las 6 horas, y que produce la estabilización del nivel de

agua, a partir de ese momento en el sondeo. Esta barrera puede




asociarse a la entrada en el sondeo de un aporte procedente de

algún conducto del sistema kárstico.

• El valor de transmisividad del acuífero presenta valores próximos a

4,82 x 10-2 m2/min.

• Durante la prueba de bombeo se produjo un efecto de vaciado del

acuífero, extrayendo del acuífero más agua de la recargada

durante el tiempo de bombeo, indicando que la estabilización de

niveles no es total, y que si no se producen precipitaciones, el nivel

de agua desciende.

• El ensayo de bombeo no afectó a la turbidez de los manantiales.

• Los datos de hidroquímica muestran valores significativamente

distintos para el agua de los manantiales captados y el sondeo,

especialmente en SO4. El valor de conductividad es distinto para los

3 puntos de agua (2 manantiales y sondeo), variando entre 357 –

450 µs/cm para los manantiales, y entre 252 y 279 µs/cm para el

sondeo. A partir de estos datos (y confirmado por el resto de

parámetros) se puede indicar un origen distinto para las aguas de

los manantiales y sondeo

Como conclusión se puede indicar que el sondeo corta un aporte de

aguas que en principio parece distinto que el agua de los manantiales. Se

observa un pequeño déficit de recursos para un bombeo de 4 l/s, por lo

que no se llegaron a estabilizar los niveles, manteniéndose pequeños

descensos debido al agotamiento de las reservas del acuífero, pero por la




magnitud de los mismos, parece que el sondeo permite bombear 4 l/s,

recuperándose los niveles cuando se produzcan lluvias.

Entre Julio, Agosto y Septiembre de 2002, a solicitud de la Confederación

Hidrográfica del Norte, se realizó un estudio de las condiciones de

explotación del sondeo, cuyos resultados ratificaron los obtenidos en

Agosto de 2000, la concesión ha sido otorgada por la Confederación

Hidrográfica el 23 de Julio de 2002.

5.7 ESTUDIO GEOTÉCNICO

En la Concesión de Explotación, y particularmente en el entorno de la

actual cantera, se han realizado diversos estudios geotécnicos, tanto por

personal del Grupo Calcinor, como por empresas subcontratadas. A

continuación se incluye un apartado de descripción de las condiciones

geotécnicas de la Concesión, a modo de resumen de los distintos estudios

disponibles.

El diseño del hueco se realiza sobre la base de minimizar las posibles

inestabilidades en los frentes de cantera. De todas formas, dada la

complejidad geotécnica que presenta el macizo rocoso, se supone que el

20,5 % del material cubicado, no será extraíble y deberá ser dejado “in

situ” como machones de protección.

Esta previsión está justificada por la experiencia y por los resultados de este

estudio geotécnico, que no puede ser tomado como definitivo, ya que se




necesitarán en el periodo de los 30 años proyectados, nuevas revisiones y

estudios particulares sobre zonas concretas.

Estructuralmente la cantera esta determinada por fallas asociadas a los

accidentes tectónicos próximos (cabalgamiento de Insalus, falla de Leitza

y falla del Oria). Estos grandes accidentes tectónicos provocan la

formación de fallas que compartimentan en bloques el área de estudio,

que de forma general presenta las siguientes características estructurales:

- Fallas de dirección NE-SW que compartimentan el área de cantera y

su entorno en distintos dominios estructurales

- Fallas “menores” dentro de cada dominio, con elevada persistencia

en ocasiones, y diferentes familias de fracturas - diaclasas,

generalmente bastante verticalizadas. La red de fracturación sufre

ligeras variaciones de unos dominios a otros, y en términos

generales, por debajo de 75 metros de la superficie se encuentran

selladas con calcita.

- Estratificación difusa en las calizas, con dirección general que varía

en los distintos dominios entre N-120-E y N–145–E; y buzamientos

variables entre 40 y 60 grados hacia el SW. Estos cambios de

buzamiento pueden deberse a la existencia de distintas direcciones

de sedimentación

- Existencia de planos de rotura de gran continuidad lateral, con

superficies de despegue coincidentes con la estratificación, con

buzamientos de 45º hacia el Sur




- Existencia de procesos de karstificación, lapiaces que pueden

presentar desarrollos considerables originando depresiones de hasta

20 metros de profundidad. A favor de las fracturas más importantes

se han desarrollado cavernas, rellenas por los mismos materiales que

tapizan el lapiaz

Con mayor nivel de detalle, dentro del área de estudio se pueden

diferenciar cuatro dominios estructurales, divididos por fallas. Estos cuatro

dominios compartimentan el área de estudio en cuatro bloques de

Noroeste a Sureste, numerándose estos de Dominio 1 a Dominio 4 de

forma consecutiva. El plano 04 muestra los Dominios Estructurales

diferenciados y las estructuras geotécnicas de mayor entidad

El Dominio 1 corresponde al margen Noroeste de la cantera, en los frentes

de explotación más antiguos, en una zona donde la cantera actual ha

alcanzado límites finales de explotación. Los Dominios 2 y 3 son zonas

intermedias de la explotación actual. En algunos puntos han alcanzado, o

se aproximan a los límites finales del hueco proyectado. En estas tres zonas,

el estudio geotécnico se dirige, principalmente, a establecer los

parámetros y condiciones de estabilidad, en función de los límites y

condiciones existentes.

El Dominio 4 presenta un carácter particular, ya que, aunque afecta a una

parte de la actual explotación, también incluye el área donde se solicita

la ampliación de la misma.

Dominio Estructural 1




Los datos y conclusiones que se aportan en este proyecto de esta zona se

han extraído de un estudio geotécnico realizado por la empresa

“Euroestudios, s.a.” para “Cantera de Altzo, S.A:”; y que se incluye en este

Proyecto como ANEXO V.1.

Euroestudios, s.a., diferencia en su estudio un dominio de transición entre

los Dominios 1 y 2 del presente proyecto, pero dado su carácter local

restringido a una zona de poca extensión no se ha considerado como

dominio independiente en el presente proyecto.

Dentro del dominio 1 se han observado las siguientes familias de

discontinuidades:

CUADRO RESUMEN DOMINIO - 1 Continuidad

Id Tipo plano Buzamiento Sentido Buzamiento Dirección Buzamiento

E Estratificación 62 277 2 – > 20 m. 5 – > 20 m.

J1 Junta 70 285 3 m. 10 m.

J2 Junta 80 205 1 –25 m. 2 – 20 m.

J3 Junta 47 196 3 m. 3 – 10 m.

J4 Junta 83 163 5 m. 20 – 40 m.

J5 Junta 50 151 2 - > 20 m. 5 - >20 m.

F1 Falla 70 290 20 m. 20 m.

F2 Falla 89 047 20 m. > 20 m.

F3.1 - F3.2 Falla 41 202 ? ?

F4 Falla 80 85 20 20

A continuación se incluyen distintas representaciones estereográficas de

los datos del Dominio 1: diagramas de polos, de densidad de polos y

diagramas de rosas.




Dentro de este dominio cabe destacar la continuidad y persistencia de las

fallas F-3, así como la frecuencia de aparición, densidad, de las juntas de

la familia J-5, J-3 y J-2.

Según el estudio geotécnico de Euroestudios, la estabilidad de estos

frentes se condiciona por la fallas F-3. Estas fallas presentan factores de

seguridad bajos (entre 0,5 y 1) para el Dominio 1, por lo que la continuidad


J-5F3.1, F3.2, J-3

E

J-1

J-2J-4

F2

F4




de la explotación en estos frentes según sus direcciones actuales, podría

descalzar una falla generando bloques inestables de gran tamaño.

Cabe la posibilidad de ampliar la excavación en éste dominio según

direcciones de frente alternativas. En el caso de ser aprobado este

Proyecto, por necesidades de espacio para gestionar los estériles

procedentes de la explotación, el dominio 1 no se explotará.

En el estudio geotécnico de Euroestudios también se concluye que no

existe continuidad lateral de la fallas F-3 entre los Dominios 1 y 2.

También en el Dominio Estructural 1, según el estudio geotécnico indicado,

se aprecia la formación de las siguientes geometrías con posibilidad de

movimiento.

Geometría 1: Corresponde a una cuña directa, con salida según 216º/ 32º,

y un volumen de 53 m3, formado por los planos de Estratificación y la junta

J5. Las cuñas se han observado en varias estaciones de medida.

Geometría 2: Cuña directa con salida según 226º/40º, originada por las

discontinuidades de la Estratificación y la junta J3. En principio estas cuñas

generarían sólidos de 2 m3, pero el estudio estima que los sólidos se

pueden repetir debido al efecto de las voladuras.

Geometría 3: Corresponde con una inestabilidad de bloque, originada por

la liberación de la junta J3. Este bloque no se ha observado ni

cartografiado en ninguna estación ni punto de medida.




Con todo ello, y siguiendo las recomendaciones sugeridas en dicho

estudio, el presente proyecto no contempla la excavación de los frentes

de cantera del dominio 1, más que en forma de acondicionamiento de la

situación actual en un punto concreto, sin realizar excavaciones que

pudieran producir desestabilizaciones en los frentes.


El dominio estructural 2 ha sido analizado a partir de datos recogidos por

Euroestudios, S.A., y datos de análisis de personal propio de Calcinor, S.A.

Dentro del dominio estructural 2 se diferencian las siguientes familias de

discontinuidades:

CUADRO RESUMEN DOMINIO - 2 Id Buzamiento Sentido Buzamiento Continuidad Espaciado Relleno

F 48 210 > 20 m. > 20 m.

J-10 48 210 1 – 2 m. 0,2 – 0,6 m.

Arcilla

Calcita

óxidos

J-11.1 46 316 1 – 10 m. 0,2 - >2m. Calcita

J-11.2 29 345 1 – 10 m. 0,2 - >2m. Calcita

J-12.1 86 340 1 – 20 m. 0,06 – 0,6 m.

J-12.2 89 159 1 – 10 m. 0,2 – 0,6 m.

J-13 84 233 3 – 10 m. > 2 m. Calcita

J-14 79 76 1 – 20 m. 0,6 – 2m. Arcillas


los datos del Dominio 2: diagramas de polos, de densidad de polos y

diagramas de rosas.




Dentro de este dominio estructural cabe destacar la presencia de familias

con amplias colas de dispersión, aunque en el presente proyecto se van a

consideran individualizadas, ya que se llegan a observar dos subfamilias

dentro de una misma estación de medida.


E, J-10

J-14

J-11.2 J-11.1

J-13

J-12.1

J-12.2




A partir de las familias de discontinuidades indicadas se ha realizado un

estudio de estabilidad de los taludes finales de la explotación. El ángulo de

fricción considerado en los cálculos del factor de seguridad es de 32º,

ángulo estimado para calizas (en general con valores que varían entre 30º

y 40º) y el valor de cohesión considerado es de 4 t/m2.

Las direcciones de frente consideradas para el hueco final en el Dominio

Estructural 2 son (indicadas como sentido de talud y ángulo de talud):

132º-72º y 282º-72º.

Para el frente de dirección 132º-72º se generan las siguientes cuñas:

Cuña Factor de seguridad Peso (t) Cinemática

J10 - J13 5,17 3.801 Línea 146º 26º

J10 - J14 2,8 2.823 Línea 158º 34º

J11.2 - J12.1 31,2 91.130 Línea 70º 3º

J11.2 - J12.2 26,1 81.423 Línea 69º 3º

J12.1 - J12.2 103 1.052 Línea 69º 11º

J13 - J14 5,55 239 Línea 151º 53º

Como se puede observar, todos los valores de factores de seguridad son

bastante altos, lo que supone que no se producirán caídas de cuña para

el frente considerado. Tampoco se producirán caídas de bloques.



J10 – J11.1 2,02 8.028 Línea 265º 33º




J10 – J11.2 3,91 29.129 Línea 285º 16º

J10 – J12.1 2,66 1.822 Línea 253º 39º

J10 – J12.2 2,75 1.270 Línea 248º 41º

J11.1 – J12.1 4,78 7.250 Línea 252º 24º

J11.1 – J12.2 5,05 8.728 Línea 249º 22º

J11.1 – J13 1,36 1.721 Deslizamiento solo sobre J11.1

J11.1 – J14 6,72 17,4 Deslizamiento solo sobre J11.1

J11.2 – J13 2,63 7.119 Línea 320º 27º

J11.2 – J14 2,66 732 Deslizamiento solo sobre J11.2

Al igual que para la dirección de frente anterior, los factores de seguridad

presentan valores que implican la estabilidad del mismo, sin producirse

cuñas ni deslizamientos de bloques.


El dominio estructural 3 ha sido analizado a partir de datos recogidos por

personal propio de Calcinor, S.A.

Dentro del dominio estructural 3 se diferencian las siguientes familias de

discontinuidades:





F 47 250 3 – 20 m. > 20 m.

J-20 47 250 1 – 3 m. 0,6 – 2 m.

S/R

Arcilla

Óxidos

J-21.1 88 336 1 – 20 m. 0,2 – 0,6 m. S/R

Arcillas

J-21.2 84 307 3 – 10 m. 0,2 – 0,6m.

S/R

Arcillas

Estilolito

J-22 78 82 1 – 10 m. 0,1 – 0,6 m. Arcillas

J-23 45 126 1 – 10 m. 0,2 - > 2 m. S/R

Arcillas


los datos (diagramas de polos, de densidad de polos y diagramas de

rosas):




A partir de las familias de discontinuidades indicadas se ha realizado un

estudio de estabilidad de los taludes finales de la explotación, aplicando,

como en el caso anterior, ángulo de fricción de 32º y cohesión interna de

4 t/m2.

E, J-20

J-21.1

J-21.2

J-22

J-23





Los frentes de trabajo dentro del Dominio estructural 3 toman las siguientes

orientaciones: 245º-72º y 234º-72º



J20 – J21.1 1,39 14.044 Línea 248º 47º

J20 – J21.2 1,81 15.155 Línea 223º 44º

J20- J22 9,95 31.470 Línea 170º 10º

J20 - J23 2,81 21.160 Línea 187º 26º



J20 – J21.1 1,513 4.176 Línea 248º 47º

J20 – J21.2 1,916 5.254 Línea 223º 44º

J20- J22 9,90 22.783 Línea 170º 10º

J20 - J23 2,70 12.235 Línea 187º 26º

J22 – J23 16,41 19 Línea 162º 39º

Para las dos direcciones de frentes, los factores de seguridad presentan

valores que implican la estabilidad de los mismos, sin producirse cuñas.

Ahora bien, para la dirección 245º, existe la posibilidad de descalce de

bloque con la familia de fallas F. Dado el alto espaciamiento entre estas

fallas, cuando se llegue a la situación definitiva en los frentes superiores, se




deberá realizar un estudio geotécnico local para determinar la necesidad

o no de dejar un machón de sujeción.


Los datos y conclusiones que se aportan en este proyecto de esta zona se

han extraído de un estudio geotécnico realizado por la empresa “CRN,

s.a.” para “Cantera de Alzo, S.A:”; incluyéndose en este Proyecto la parte

de dicho estudio relacionada con la estabilidad de taludes como ANEXO

V.2.

Caracterizando el talud general constituido por 12 bancos de 20 metros,

con 72º de talud y 10 metros de berma, es decir, con una diferencia de

cota de 240 metros, y un ángulo de talud general de 52º, el menor factor

de seguridad obtenido en el estudio de CRN, es de 1,88, aplicando el

método de Janbu simplificado.

Respecto a la estabilidad estructural de los taludes, el estudio marca la

existencia de 6 familias de juntas, que se resumen en el siguiente cuadro:





J-1 86 323 > 20 m. 0,6 – 2 m. S/R

Arcilla Calcita

J-2 88 260 > 20 m. 0,6 – 2 m. S/R

Arcillas Calcita

J-3 87 182 10 - 20 m. 0,2 – 2 m. S/R

Arcillas Calcita

J-4 79 203 > 20 m. 0,6 - >2 m. S/R

Arcillas Calcita

J-5 65 109 10 - 20 m. 0,06 - 2 m. S/R

Arcillas Calcita

J-6 57 230 > 20 m. 0,6 - > 2m S/R

Arcillas Calcita

A continuación se incluye el diagrama de proyección estereográfica de

densidad de polos, y familias para el Dominio estructural 4:

1

J1

J3

J2

J4

J5J6= S 0

DOMINIO ESTRUCTURAL 4




A partir de estos datos, se incluye un estudio de estabilidad estructural de

los taludes, análisis de rotura de cuñas, para el conjunto de familias de

discontinuidades indicada.

Los taludes analizados y cuñas obtenidas en el estudio de CRN, son:



J1-J6 1,6 2.836 Línea 57/239

J2-J5 11,06 47 Línea 44/172

J2-J6 1,89 989 Deslizamiento en J6

J3-J4 26,37 4 Línea 68/265

J3-J6 2,25 2.915 Línea 50/268

J4-J6 3,43 3.808 Línea 43/283

J5-J6 2,05 977 Deslizamiento en J6



J1-J6 4,55 80 Línea 57/239

J3-J4 29,4 3 Línea 68/265

J3-J6 2,83 614 Línea 50/268

J4-J6 5,13 309 Línea 43/283






J3-J6 22,68 5 Línea 50/268

J4-J6 6,14 255 Línea 43/283

Como se puede observar, las familias de discontinuidades provocan la

aparición de cuñas con altos valores de factor de seguridad.




6. PRODUCCIONES PREVISTAS.

La finalidad fundamental del recurso explotado en Altzo (carbonato

cálcico) es la fabricación de cal (óxido de calcio).

De esta manera empezó su actividad en el año 1.964, aunque

posteriormente y con objeto del aprovechamiento de los finos que se

originaban en la fabricación del balasto (granulometría que se destina a la

calcinación), se inició la comercialización de áridos y la fabricación de

hormigones.

En los últimos años, se ha venido destinando el rechazo al mercado de la

fabricación de cemento.

Siendo conscientes de la elevada calidad para calcinación del recurso

explotado, la temporalidad del mismo al no ser renovable, y su difícil

sustitución en otro entorno, en los próximos años, se prevé realizar una serie

de acciones encaminadas a su óptimo aprovechamiento y a potenciar su

utilización exclusivamente para fabricar productos calcinados, acciones

éstas descritas en el presente Proyecto de explotación.

6.1 PRODUCCIÓN DE CALCINADOS.

CANTERA DE ALZO, S.A., explotadora de la Concesión minera y filial de

CALCINOR, S.A., suministra el balasto 40-90 mm para alimentación de los

hornos de cal.




En los hornos se calcina la piedra caliza utilizando gas natural como

combustible, obteniéndose la “cal viva” (óxido de calcio); parte de la

producción de cal, por hidratación se puede “apagar” obteniéndose la

cal hidratada (hidróxido de calcio).

Los mercados a los que se destina la cal los podemos dividir en dos

grandes grupos:

• Tradicionales, que muestran un consumo anual constante ya

estabilizado, siendo mayoritariamente:

o Sector siderúrgico. Se utiliza en los procesos del afino del

acero. Se añade a razón de 40 a 50 kilos por tonelada para

la desulfuración y desfosfatación en los hornos eléctricos.

Entre los principales clientes de Calcinor, destacan:

GRUPO ARCELOR

- Acerália Azpeitia

- Acerália Zumárraga

- Acerália Bergara

- Acerália Olaberría

- Aceria del Atlantic –Baiona-

GRUPO SIDERÚRGICO VASCO ACEROS:

- Planta de Azkoitia

- Planta de Legazpia

Acería Compacta Bizkaia - Sestao

Tubos Reunidos - Amurrio

Acería Alava - Amurrio

Grupo Sidenor - Plantas de Basauri y Reinosa

Productos tubulares - Sestao




Nervacero - Santurce

Global Steel Wire - Santander

El consumo de cal viva de este sector se mantiene estable

del orden de 120.000 toneladas anuales.

o Sector papelero.

Se utiliza la cal para la recuperación de lejías.

Los principales clientes son:

Smurfit Nervión - Durango

Pastguren - Aranguren

Papelera Gipuzkoana - Hernani.

La demanda de este sector se mantiene estable en torno a

35.000 toneladas anuales.

• Emergentes: que siendo nuevos consumidores de cal, muestran

un aumento anual en la demanda siendo mayoritariamente:

o Sector ambiental

Se utiliza tanto la cal viva como la hidratada.

Las principales aplicaciones en este sector son:

Tratamientos del polvo de acerías, consumidores:

- Oñeder.

- Aser.

Depuración de aguas residuales, consumidores:

- Consorcio de aguas de Bilbao

- Trabede

- Lizerreka.

Tratamiento de aguas potables, consumidores:




- Consorcio de aguas potables del Añarbe, que

empieza a utilizar cal viva para dar mas dureza a

sus aguas.

Desulfuración de humos en centrales Térmicas. Para

evitar la lluvia ácida saldrá en el 2007 una normativa

para desulfurar humos en centrales térmicas. Es un

nuevo mercado donde puede irrumpir la cal viva por

sus poderes desulfurantes. En la actualidad este sector

consume del orden de 17.000 toneladas anuales,

siendo un sector en clara expansión.

o Agricultura.

Se utiliza la cal de forma tradicional y a pequeña escala

como fertilizante en huertas e invernaderos.

Se empieza a utilizar con la misma finalidad a mayor escala.

El año pasado se vendieron 10.000 toneladas de cal en

Iparralde, aumentando ya este año el consumo de este

sector.

o Sector de la construcción.

Se utiliza la cal para la fabricación de morteros y para la

estabilización de carreteras.

Con un consumo anual de 18.000 toneladas, es un sector

que ha nacido recientemente y se encuentra en

expansión.

La producción actual de cal es de 210.000 toneladas anuales, 165.000

toneladas se destinan a los usos tradicionales y otras 45.000 a otros usos

emergentes.




En estos últimos años la demanda de cal esta aumentando del orden de

un 3 %. Tomando como referencia el mercado Europeo, estimamos que

este crecimiento seguirá hasta que se iguale el consumo de cal del sector

siderúrgico y papelero con el de los demás sectores: a partir de entonces

esperamos un aumento menor de la demanda del orden del 1 %.

Con estos parámetros calculamos que nuestra actual producción de

210.000 t/año pasará a 282.000 t/año en el 2.012, pasando en el 2.033 a

375.000 t/año.

Si tenemos en cuenta que debido al proceso de calcinación de una

tonelada de caliza se obtiene 580 Kg de cal y se estima que de una

tonelada de caliza arrancada se obtienen 580 Kg de granulometría

adecuada para calcinar, en el 2012 necesitaremos un arranque para la

producción de cal de algo más de 0,8 Mt de toneladas y de algo más de

1,1 Mt toneladas para el 2.033.

Para el año 2.007 será necesaria la instalación de un nuevo horno de

calcinación vertical, capaz de calcinar tamaños por encima de 20 mm.: la

finalidad del mismo será la de optimizar el aprovechamiento del recurso.

6.2 PRODUCCIÓN DE ÁRIDOS.

El mercado a que se destina el árido es mayoritariamente el de la

construcción.




Aunque la aplicación fundamental del recurso explotado en Altzo es el de

la calcinación en el proceso de fabricación se producen dos

subproductos:

• Rechazo en el primer cribado, se trata de un 0-40 que contiene

la mayor parte de las arcillas.

• 0-40 limpio que se produce en el proceso de fabricación del

balasto.

Dado que en estos dos productos se concentra aproximadamente el 50 %

del arranque total de cantera, se buscó una solución para su

comercialización.

De esta forma con el 0-40 limpio se inició la fabricación de áridos en Altzo y

posteriormente la instalación de una planta de hormigón.

El rechazo inicialmente se depositó en una escombrera para destinarlo

posteriormente a la industria de fabricación de cemento.

Con estas condiciones, a principios de los años 90, las producciones totales

de caliza en Altzo rondaban las 900.000 toneladas anuales. Cuando se

realizó el Proyecto de Explotación de la Cantera de Altzo, y con el

mercado de los calcinados estabilizado, se supuso un arranque anual del

millón de toneladas.

Desde aquellas fechas, el panorama ha cambiado sustancialmente.




El cierre de otras explotaciones, dejó sin suministro al mercado de áridos

de Donostialdea y las demás canteras de la zona no eran capaces de

cubrir con su producción ese déficit.

Cantera de Altzo asumió aumentar su producción de áridos y reforzar de

esta forma el mercado de Donostialdea; esto unido al aumento de

demanda de calcinados ha originado que durante los últimos años la

cantera ronde la producción de un millón y medio de toneladas anuales.

Durante estos últimos años no se han realizado obras de infraestructura

importantes en Donostialdea y Tolosaldea y se van a concentrar en los

próximos años suponiendo esto un consumo añadido al habitual (presa de

Ibiur, corredor de Urumea, circunvalación de San Sebastián, AVE entre

Donostialdea y Tolosaldea, puerto de Pasajes, etc.).

El cierre de la Cantera de Buenaventura el 2.011 y la escasez de reservas

de las Canteras de San José (Urnieta) y San Antón (Albiztur) llena de

incertidumbre las posibilidades de abastecer este mercado.

La producción actual de áridos es de 900.000 toneladas anuales. Dado el

gran valor del recurso explotado para calcinación, no se prevé aumentar

a corto plazo la producción destinada a la fabricación de áridos.

Manteniendo la política de optimización del recurso se prevé la instalación

de una planta de lavado de todo-uno, se pretende un mejor

aprovechamiento del rechazo de cantera absorbiendo así los posibles

aumentos en la demanda de áridos sin incrementar el arranque de

cantera destinado a este fin.




A partir del año 2.007, se pretende iniciar la recuperación de la actual

escombrera mediante la instalación de una planta móvil de cribado. De

esta forma se compensará la disminución en la producción de áridos que

significará la puesta en funcionamiento del horno de calcinación de finos.

A partir del año 2.012, es razonable pensar que en algunos de los Permisos

de Investigación solicitados por Empresas del Grupo CALCINOR, sea

posible la apertura de una cantera para áridos, con lo que en Altzo solo se

utilizará para este fin, las granulometrías que no pueden ser destinadas

para calcinación.

Con estos parámetros calculamos que nuestra actual producción pasará

de 900.000 t/año a 1.110.000 t/año en el 2.012, existiendo un aumento de

los finos resultante en la fabricación de balasto aunque se mantendrán las

producciones de áridos.

A partir del año 2.013, solo se generarán como áridos, finos procedentes

de la fabricación de materiales calcinables, pasando a 280.000 t/año, a

325.000 t/año el año 2.017, a 365.000 t/año en el año 2.026, a 380.000 t/año

en el año 2.030 y finalmente a 395.000 t/año en el año 2.033, yendo estos

aumentos acordes a los aumentos de producción de materiales

calcinables.




6.3 TABLAS DE PRODUCCIONES PREVISTAS.

Como se ha descrito anteriormente, para estimar las producciones

previstas, se deben tener en cuenta las siguientes actuaciones e

inversiones a realizar en los próximos años:

o 2.005............Planta de lavado de todo-uno.

o 2.007............Nuevo horno vertical de calcinación de finos.

o 2.007............Planta móvil de cribado de todo-uno.

o 2.012............Apertura nuevo explotación minera para áridos.

En la siguiente tabla se resumen las producciones anuales previstas para el

periodo de Proyecto. Se ha dividido la tabla en dos partes; en la parte

izquierda, se recogen las producciones previstas procedentes de los

frentes de explotación, mientras que en la parte derecha, se recogen las

producciones previstas resultantes de la explotación de la escombrera.

En todas las tablas indicadas, aparecen los siguientes conceptos:

• Toneladas a prever: Son todas aquellas toneladas resultantes

de la cubicación de los huecos correspondientes de cada fase.

Apoyándose en la experiencia adquirida en la explotación

minera a lo largo de los años, se estima que poco más del 20 %

de éstas toneladas (reservas) no son aprovechables por motivos

geotécnicos (como en el caso de los frentes Norte).




• Todo-uno a arrancar: Son todas aquellas toneladas que será

necesario arrancar para la obtención del todo-uno a

comercializar. Según lo descrito en el párrafo anterior, casi el 80

% de las toneladas a prever serán las que se llegarán a arrancar

de los frentes de explotación.

• Toneladas a comercializar: Utilizando un coeficiente de

aprovechamiento del 97,6 % respecto de las toneladas a

arrancar (o lo que es lo mismo, un 77,6 % respecto de las

toneladas a prever), se aporta el dato de “toneladas a

comercializar” como aquellas que realmente han de ser

consideradas como reservas explotables; el restante 2,4 %,

consistente en bolsas de tierras y estériles, será acopiado

temporalmente en espera de su reutilización en la restauración

progresiva de la explotación, no siendo comercializado.

• Piedra calcinación: Son las toneladas de caliza en las

granulometrías necesarias que se destinarán a calcinación.

• Cal fabricada: Son las toneladas de cal que se obtendrán por

calcinación en hornos con las toneladas de piedra calcinación

indicadas.

• Árido: Son las toneladas de áridos que se fabricarán.

• Rechazo (0/10 mm.): Son las toneladas de material que por su

granulometría se consideran actualmente como subproducto

y que se destinan al mercado de la fabricación de cementos.




• Tortas: Son las toneladas de material (de aspecto arcilloso

aunque mayormente calizo) que se generarán en la planta de

lavado de todo-uno; en su mayor parte se destinará a la

industria de fabricación de cemento aunque una parte

minoritaria, compensará la falta de material de relleno para

restauración.

• Estéril: Es la suma de las toneladas de argilitas y tierras que serán

utilizadas para el relleno de bermas en la restauración.

• Árido recuperado: Son las toneladas de áridos recuperados

resultado del proceso de explotación de la escombrera.

• Tortas recuperadas: Es el material similar al descrito

anteriormente (tortas) resultado del proceso de explotación de

la escombrera.




Toneladas Todo-uno Toneladas a Piedra Cal Árido Rechazo 0-10 Tortas Estéril Estéril Tortas Árido Toneladasa prever a arrancar comercializar calcinación fabricada [t] [t] [t] [t] [t] recuperadas recuperado a explotar

2.003 1.962.629 1.559.552 1.523.000 373.000 216.357 860.630 289.370 36.552 2.0032.004 1.976.804 1.570.816 1.534.000 384.000 222.738 858.540 291.460 36.816 2.0042.005 1.992.268 1.583.104 1.546.000 396.000 229.698 856.260 293.740 37.104 2.0052.006 2.006.443 1.594.368 1.557.000 407.000 236.079 1.111.137 38.863 37.368 2.0062.007 2.021.907 1.606.656 1.569.000 419.000 243.039 1.110.838 39.162 37.656 2.0072.008 2.038.660 1.619.968 1.582.000 432.000 250.580 1.110.513 39.487 37.968 2.000 3.800 34.200 40.000 2.0082.009 2.055.412 1.633.280 1.595.000 445.000 258.121 1.110.189 39.811 38.280 2.000 3.800 34.200 40.000 2.0092.010 2.073.454 1.647.616 1.609.000 459.000 266.241 1.109.839 40.161 38.616 2.000 3.800 34.200 40.000 2.0102.011 2.090.206 1.660.928 1.622.000 472.000 273.782 1.109.515 40.485 38.928 2.000 3.800 34.200 40.000 2.0112.012 2.108.247 1.675.264 1.636.000 486.000 281.903 1.109.165 40.835 39.264 2.000 3.800 34.200 40.000 2.0122.013 1.030.928 819.200 800.000 500.000 290.023 280.032 19.968 19.200 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0132.014 1.064.433 845.824 826.000 515.000 298.724 290.383 20.617 19.824 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0142.015 1.099.227 873.472 853.000 530.000 307.425 301.709 21.291 20.472 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0152.016 1.135.309 902.144 881.000 546.000 316.705 313.010 21.990 21.144 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0162.017 1.157.216 919.552 898.000 551.000 319.606 324.586 22.414 21.552 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0172.018 1.171.392 930.816 909.000 557.000 323.086 329.311 22.689 21.816 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0182.019 1.185.567 942.080 920.000 563.000 326.566 334.037 22.963 22.080 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0192.020 1.198.454 952.320 930.000 568.000 329.466 338.787 23.213 22.320 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0202.021 1.211.340 962.560 940.000 574.000 332.947 342.538 23.462 22.560 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0212.022 1.225.515 973.824 951.000 580.000 336.427 347.263 23.737 22.824 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0222.023 1.237.113 983.040 960.000 585.000 339.327 351.038 23.962 23.040 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0232.024 1.251.289 994.304 971.000 591.000 342.807 355.764 24.236 23.304 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0242.025 1.264.175 1.004.544 981.000 597.000 346.288 359.514 24.486 23.544 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0252.026 1.278.351 1.015.808 992.000 603.000 349.768 364.240 24.760 23.808 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0262.027 1.291.237 1.026.048 1.002.000 609.000 353.248 367.990 25.010 24.048 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0272.028 1.304.124 1.036.288 1.012.000 615.000 356.729 371.740 25.260 24.288 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0282.029 1.315.722 1.045.504 1.021.000 621.000 360.209 374.516 25.484 24.504 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0292.030 1.329.897 1.056.768 1.032.000 627.000 363.689 379.241 25.759 24.768 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0302.031 1.345.361 1.069.056 1.044.000 634.000 367.749 383.942 26.058 25.056 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0312.032 1.359.536 1.080.320 1.055.000 640.000 371.230 388.667 26.333 25.320 5.500 10.450 94.050 110.000 2.0322.033 1.373.711 1.091.584 1.066.000 646.000 374.710 393.393 26.607 25.584 5.500 10.450 94.050 110.000 2.033

46.155.928 36.676.608 35.817.000 16.525.000 9.585.267 17.638.329 874.570 779.101 859.608 125.500 238.450 2.146.050 2.510.000

1.488.901 1.183.116 1.155.387 533.065 309.202 568.978 291.523 27.825 27.729 4.827 9.171 82.540 96.538

PRODUCCIONES PREVISTAS FRENTES DE EXPLOTACIÓN EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA

1ª FASE 1ª FASE

2ª FASE

3ª FASE 3ª FASE

4ª FASE 4ª FASE

2ª FASE

7ª FASE 7ª FASE

5ª FASE 5ª FASE

6ª FASE 6ª FASE

MEDIAS ANUALES MEDIAS ANUALES

8ª FASE

9ª FASE 9ª FASE

TOTALES TOTALES

8ª FASE

C A L C I N O R , S . A . Explotación: Concesión de Explotación “AMAYA” Nº 4.638 (Altzo – Gipuzkoa)



En las siguientes tablas se describen detalladamente las producciones de

cada una de las nueve fases en las que se ha dividido el Proyecto de

Explotación, indicando en cada una de ellas las variaciones anuales (± ∆)

y los porcentajes de las producciones de cada producto (piedra

calcinación, árido y rechazo/tortas) con respecto al total (toneladas a

comercializar).

Hasta el año 2.006 en el que estará plenamente operativa la instalación

de lavado de todo-uno, se continuará generando material de

granulometría 0-10 mm. en la instalación actual de cribado de todo-uno.

A partir de ese año se tratará el material de granulometría 0/30 mm.

obteniéndose los productos: árido en forma de arena 0/5 mm., gravilla

5/10 mm. y grava 10/30 mm. y tortas.

1ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] 1ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.962.629 1.976.804 1.992.268 5.931.701Todo-uno a arrancar 1.559.552 1.570.816 1.583.104 4.713.472Ton. a comercializar [t] 1.523.000 1.534.000 1.546.000 4.603.000

Piedra calcinación [t] 373.000 24,5% 384.000 25,0% 396.000 25,6% 1.153.000Cal fabricada[t] 216.357 222.738 229.698 668.794

Árido [t] 860.630 56,5% -0,2% 858.540 56,0% -0,3% 856.260 55,4% 2.575.430Rechazo [t] 289.370 19,0% 291.460 19,0% 293.740 19,0% 874.570Estéril [t] 36.552 36.816 37.104 110.472

100,0% 100,0% 100,0%

0,7% 0,8%

2.003 % 2.004

0,7% 0,8%

2,9% 3,0%

%

PRODUCCIONES FRENTES DE EXPLOTACIÓN% 2.005




2ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 2ª FASE



Árido [t] 22,9% 1.111.137 71,4% 0,0% 1.110.838 70,8% 0,0% 1.110.513 70,2% 3.332.488Tortas [t] 38.863 2,5% 39.162 2,5% 39.487 2,5% 117.512Estéril [t] 37.368 37.656 37.968 112.992

100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 2ª FASE

Toneladas a explotar [t] 40.000 40.000

Árido recuperado [t] 34.200 85,5% 34.200Tortas recuperadas [t] 3.800 9,5% 3.800Estéril [t] 2.000 5% 2.000

100,0%

2.008 %2.006 % 2.007 %

-655,8% 0,8% 0,8%

EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA

0,8% 0,8%

2,7% 2,9% 3,0%

0,7%

% % %

PRODUCCIONES FRENTES DE EXPLOTACIÓN2.006 2.007 2.008

3ª FASE (4 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 3ª FASE

Toneladas a prever [t] 2.055.412 2.073.454 2.090.206 2.108.247 8.327.320Todo-uno a arrancar 1.633.280 1.647.616 1.660.928 1.675.264 6.617.088Ton. a comercializar [t] 1.595.000 1.609.000 1.622.000 1.636.000 6.462.000

Piedra calcinación [t] 445.000 27,9% 459.000 28,5% 472.000 29,1% 486.000 29,7% 1.862.000Cal fabricada[t] 258.121 266.241 273.782 281.903 1.080.046

Árido [t] 0,0% 1.110.189 69,6% 0,0% 1.109.839 69,0% 0,0% 1.109.515 68,4% 0,0% 1.109.165 67,8% 4.438.708Tortas [t] 39.811 2,5% 40.161 2,5% 40.485 2,5% 40.835 2,5% 161.292Estéril [t] 38.280 38.616 38.928 39.264 155.088

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 3ª FASE

Toneladas a explotar [t] 0,0% 40.000 0,0% 40.000 0,0% 40.000 0,0% 40.000 160.000

Árido recuperado [t] 0,0% 34.200 85,5% 0,0% 34.200 85,5% 0,0% 34.200 85,5% 0,0% 34.200 85,5% 136.800Tortas recuperadas [t] 0,0% 3.800 9,5% 0,0% 3.800 9,5% 0,0% 3.800 9,5% 0,0% 3.800 9,5% 15.200Estéril [t] 0,0% 2.000 5,0% 0,0% 2.000 5,0% 0,0% 2.000 5,0% 0,0% 2.000 5,0% 8.000

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

2,8%

0,8%

2.010 2.011

2.012 %

0,9%

2,9%

0,9%


2,9% 3,1%

0,9% 0,8%

PRODUCCIONES FRENTES DE EXPLOTACIÓN2.012 %

0,9% 0,8%0,8%

% % %2.009

2.011 %2.009 % 2.010 %




4ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 4ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.030.928 1.064.433 1.099.227 3.194.588Todo-uno a arrancar 819.200 845.824 873.472 2.538.496Ton. a comercializar [t] 800.000 826.000 853.000 2.479.000


Árido [t] -296,1% 280.032 35,0% 3,6% 290.383 35,2% 3,8% 301.709 35,4% 872.124Tortas [t] 19.968 2,5% 20.617 2,5% 21.291 2,5% 61.876Estéril [t] 19.200 19.824 20.472 59.496

100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 4ª FASE

Toneladas a explotar [t] 63,6% 110.000 0,0% 110.000 0,0% 110.000 330.000

Árido recuperado [t] 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 282.150Tortas recuperadas [t] 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 31.350Estéril [t] 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 16.500

100,0% 100,0% 100,0%

% % %


3,1% 3,2%

2,8% 2,9% 2,8%

-104,5%

-104,5% 3,1% 3,2%

EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA2.008 %

63,6% 0,0% 0,0%

2.006 % 2.007 %

5ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 5ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.135.309 1.157.216 1.171.392 3.463.918Todo-uno a arrancar 902.144 919.552 930.816 2.752.512Ton. a comercializar [t] 881.000 898.000 909.000 2.688.000


Árido [t] 3,6% 313.010 35,5% 3,6% 324.586 36,1% 1,4% 329.311 36,2% 966.908Tortas [t] 21.990 2,5% 22.414 2,5% 22.689 2,5% 67.092Estéril [t] 21.144 21.552 21.816 64.512

100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 5ª FASE


Árido recuperado [t] 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 282.150Tortas recuperadas [t] 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 31.350Estéril [t] 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 16.500

100,0% 100,0% 100,0%

% % %


1,9% 1,2%

2,9% 0,9% 1,1%

3,2%

3,2% 1,9% 1,2%

EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA2.008 %

0,0% 0,0% 0,0%

2.006 % 2.007 %




6ª FASE (4 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 6ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.185.567 1.198.454 1.211.340 1.225.515 4.820.876Todo-uno a arrancar 942.080 952.320 962.560 973.824 3.830.784Ton. a comercializar [t] 920.000 930.000 940.000 951.000 3.741.000


Árido [t] 1,4% 334.037 36,3% 1,4% 338.787 36,4% 1,1% 342.538 36,4% 1,4% 347.263 36,5% 1.362.625Tortas [t] 22.963 2,5% 23.213 2,5% 23.462 2,5% 23.737 2,5% 93.375Estéril [t] 22.080 22.320 22.560 22.824 89.784

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 3ª FASE


Árido recuperado [t] 63,6% 94.050 85,5% 0,0% 94.050 85,5% 0,0% 94.050 85,5% 0,0% 94.050 85,5% 376.200Tortas recuperadas [t] 63,6% 10.450 9,5% 0,0% 10.450 9,5% 0,0% 10.450 9,5% 0,0% 10.450 9,5% 41.800Estéril [t] 63,6% 5.500 5,0% 0,0% 5.500 5,0% 0,0% 5.500 5,0% 0,0% 5.500 5,0% 22.000

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

1,0%

1,2%

2.020 2.021

2.022 %

1,2%

1,0%

1,2%


1,1% 0,9%

1,1% 1,1%


1,1% 1,1%1,2%

% % %2.019

2.021 %2.019 % 2.020 %

7ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 7ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.237.113 1.251.289 1.264.175 1.278.351 5.030.928Todo-uno a arrancar 983.040 994.304 1.004.544 1.015.808 3.973.888Ton. a comercializar [t] 960.000 971.000 981.000 992.000 3.904.000


Árido [t] 351.038 36,6% 1,3% 355.764 36,6% 1,0% 359.514 36,6% 1,3% 364.240 36,7% 1.430.556Tortas [t] 23.962 2,5% 24.236 2,5% 24.486 2,5% 24.760 2,5% 97.444Estéril [t] 23.040 23.304 23.544 23.808 93.696

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 7ª FASE


Árido recuperado [t] 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 376.200Tortas recuperadas [t] 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 41.800Estéril [t] 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 22.000

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

2.025 %2.023 % 2.024 %


1,1% 1,0%0,9%

% % %2.023

2.026 %

1,1%

1,0%

1,1%


0,9% 1,0%

1,1% 1,0%

1,0%

2.024 2.025

1,1%

0,0% 0,0% 0,0% 0,0%




8ª FASE (4 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 8ª FASE

Toneladas a prever [t] 1.291.237 1.304.124 1.315.722 1.329.897 5.240.979Todo-uno a arrancar 1.026.048 1.036.288 1.045.504 1.056.768 4.164.608Ton. a comercializar [t] 1.002.000 1.012.000 1.021.000 1.032.000 4.067.000


Árido [t] 367.990 36,7% 1,0% 371.740 36,7% 0,7% 374.516 36,7% 1,2% 379.241 36,7% 1.493.488Tortas [t] 25.010 2,5% 25.260 2,5% 25.484 2,5% 25.759 2,5% 101.512Estéril [t] 24.048 24.288 24.504 24.768 97.608

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] [%] 8ª FASE


Árido recuperado [t] 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 94.050 85,5% 376.200Tortas recuperadas [t] 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 10.450 9,5% 41.800Estéril [t] 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 5.500 5,0% 22.000

100,0% 100,0% 100,0% 100,0%

2.029 %2.027 % 2.028 %


1,0% 0,9%1,0%

% % %2.027

2.030 %

1,1%

1,0%

1,1%


1,0%

1,0% 0,9%

1,0%

2.028 2.029

0,0% 0,0% 0,0% 0,0%

9ª FASE (3 años)

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 9ª FASE


Piedra calcinación [t] 634.000 60,7% 640.000 60,7% 646.000 60,6% 1.920.000Cal fabricada[t] 367.749 371.230 374.710 1.113.689

Árido [t] 1,2% 383.942 36,8% 1,2% 388.667 36,8% 1,2% 393.393 36,9% 1.166.002Tortas [t] 26.058 2,5% 26.333 2,5% 26.607 2,5% 78.998Estéril [t] 25.056 25.320 25.584 75.960

100,0% 100,0% 100,0%

± ∆ ± ∆ ± ∆ TOTAL[%] [%] [%] 9ª FASE


Árido recuperado [t] 0,0% 94.050 85,5% 0,0% 94.050 85,5% 0,0% 94.050 85,5% 282.150Tortas recuperadas [t] 0,0% 10.450 9,5% 0,0% 10.450 9,5% 0,0% 10.450 9,5% 31.350Estéril [t] 0,0% 5.500 5,0% 0,0% 5.500 5,0% 0,0% 5.500 5,0% 16.500

100,0% 100,0% 100,0%

% % %


1,0% 1,0%

1,1% 0,9% 0,9%

1,1%

1,1% 1,0% 1,0%

EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA2.033 %2.031 % 2.032 %




7. JUSTIFICACIONES REFERENTES AL DIMENSIONADO DE LOS PARÁMETROS INTERVINIENTES EN EL DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN.

La producción anual que se espera alcanzar en marcha normal, se

obtendrá del arranque en frentes de explotación complementada con la

explotación de la escombrera existente de acuerdo a la tabla adjunta:

La producción anual se ha agrupado en dos periodos ya que se han

previsto arranques diferentes; los primeros 9 años se realizará un arranque

medio anual de algo más de 1.600.000 toneladas, para bajar a algo

menos de 975.000 toneladas en años sucesivos.

El objeto de esta diferencia de producciones en los periodos reseñados es:

Todo-uno Media Toneladas a Mediaa arrancar anual comercializar anual

inicio periodo 1.559.552 1.523.000fin periodo 1.675.264 1.636.000

inicio periodo 819.200 800.000fin periodo 1.091.584 1.066.000

Toneladas Mediaa recuperar anual

2.008-2.012 200.000 40.0002.013-2.033 2.310.000 110.000

PERIODO

1.615.155 1.577.300

2.013-2.033 977.384 954.476

ARRANQUE EN FRENTES DE EXPLOTACIÓN

PERIODO

2.003-2.012





• Centrar la producción de la explotación minera a la

calcinación a partir del año 2.013, donde solamente se

comercializarán como áridos los rechazos de la fabricación de

piedra para calcinar.

• La necesidad de ubicación en la fábrica de cal de un nuevo

horno vertical de calcinación que permita ampliar fracciones

granulométricas de calcinación, gravas (por encima de 20

mm), estimando como fecha para ello el año 2.007.

El diseño y dimensiones de los distintos componentes del presente Proyecto

de Explotación, estará de acuerdo con estos ritmos anuales de

producción, siendo el alcance del mismo para la extracción de las

reservas definidas hoy como explotables, de 30 años tomando como

punto de partida el reflejado en el plano topográfico actual (Plano Nº 2)

de fecha Enero de 2.003.

Como se describirá en el capítulo 7 y a modo de introducción, diremos

que se tienen intención de realizar labores en los frentes Norte, Este y Sur,

actualmente en actividad así como en los futuros frentes al sur de la

explotación y la explotación de la actual escombrera.

7.1 CRITERIOS DE DISEÑO DE LA EXPLOTACIÓN

La explotación se realiza por métodos convencionales de cielo abierto,

siguiendo el esquema tradicional de banqueo con las pistas de transporte

situadas dentro del hueco excavado, a fin de minimizar impactos que se

producen cuando se colocan bordeando exteriormente la explotación.




A partir del levantamiento topográfico que refleja la situación actual

(Plano Nº 2), se ha procedido al diseño de la explotación, reflejándose en

planos varias fases intermedias (de tres ó cuatro años), con objeto de

evaluar las reservas recuperables en cada una de esas posiciones.

En los diseños de cada una de las fases propuestas se han tenido en

cuenta los cuatro grupos de parámetros que deben intervenir en cualquier

explotación proyectada correctamente:

• Estructurales. Están íntimamente ligados a la disposición

espacial o morfología del yacimiento. Intervienen para la

definición del modelo, la inclinación, buzamiento, etc. de la

masa caliza.

• Geotécnicos. Persiguen la estabilidad del hueco y es función

de la estructura, litología, etc. del macizo rocoso. Permiten

definir la geometría de los taludes máximos generales y de cara

de banco admisibles en la excavación.

• Operativos. De dimensionamiento de la cantera para que los

equipos puedan moverse en condiciones de efectividad y

seguridad.

• Medioambientales. Con objeto de minimizar las alteraciones

temporales y llegar a un estado que permita una restauración

progresiva y simultánea con la explotación acorde con el uso

final de la cantera elegido.




Conforme a las dimensiones y capacidades de la maquinaria disponible

que se indica en los epígrafes siguientes, y según lo recogido en las

Instrucciones Técnicas Complementarias del Capítulo VII (Trabajos a Cielo

Abierto) del Reglamento General de Normas Básicas de Seguridad Minera,

se definen a continuación los criterios específicos que tienen una mayor

entidad dentro de la explotación proyectada.

7.2 ANCHURA DE PLATAFORMAS DE TRABAJO

Las operaciones extractivas que dentro de la explotación necesitan de

una mayor anchura de trabajo, son las maniobras de carga.

El volquete debe dar la vuelta y ser cargado por la pala. El cambio de

sentido lo realiza girando 90º antes de llegar al apilamiento y volviendo a

girar cerca de los 90º, ésta vez marcha atrás, mientras se sitúa en el área

de carga.

Las funciones de transporte serán realizadas por cuatro volquetes

Caterpillar modelos 775D, 775B y 769 C. Para la realización de la maniobra

de carga, los volquetes necesitan al menos la mitad del diámetro de

espacio libre para el viraje. Para el volquete Caterpillar modelo 775 D

(modelo más grande), el diámetro de espacio libre para girar es de 24

metros. De acuerdo con lo dispuesto en la ITC 07 1 03, dejaremos un

margen de seguridad entre el volquete y el borde la plataforma de 5

metros como mínimo. La plataforma por lo tanto deberá tener como

mínimo la siguiente anchura:




Las funciones de carga serán realizadas por dos palas cargadoras

Caterpillar modelo 988 G y 988 F. El cálculo de la anchura de la

plataforma de trabajo, lo realizaremos para la pala 988 G al ser la más

grande.

La pala ataca lateralmente el material arrancado y una vez colmatado el

cazo, da marcha atrás y mediante un pequeño giro, se posiciona para

cargar el volquete.

Teniendo en cuenta que el ancho del volquete Caterpillar 775 D es de 5,08

metros y el ancho de la pala 988 G es de 3,90 metros y dejando 5 metros

entre la pala y el borde de la plataforma y otros 5 metros entre la pala y el

volquete, necesitaremos una plataforma de trabajo de:

5,08 + 5 + 3,90 + 5 = 18,98 ~ 19 metros

En el esquema siguiente se indican las maniobras y márgenes de

seguridad mencionados.

7.3 ANCHURA DE LAS BERMAS RESIDUALES

A medida que se van alcanzando los límites de explotación, las

plataformas de trabajo se perfilarán como bermas residuales precisando

en cada caso de un estudio geotécnico al efecto.

242

5 17 metros+ =




En principio se plantea una anchura mínima de 10 metros para las nuevas

bermas y de 8 metros en las zonas del Proyecto anteriormente aprobado.

Caso que el mencionado estudio geotécnico demuestre la factibilidad de

crear bermas de 8 metros de anchura, éste se presentará a la Autoridad

minera competente solicitando la pertinente autorización de reducción

del ancho de berma a 8 metros.

7.4 ALTURAS DE BANCO

La explotación se realizará mediante bancos de alturas no superiores a 20

metros que permita la explotación selectiva de los bancos, lo que

garantizará la seguridad en las operaciones en ellos así como un mejor

control de los parámetros de perforación y voladura.

Actualmente la cantera está dividida en tres zonas:

• Zona Norte: En esta zona existen actualmente 7 niveles desde la

plaza a cota 250,00 de alturas 30, 35, 30, 26, 24, 31 y 17 metros

respectivamente.

Se han restaurado los cuatro niveles superiores que han

quedado en abandono.

• Zona Este: En esta zona existen actualmente 10 niveles desde la

plaza a cota 250,00 de alturas 30, 35, 30, 26, 24, 25, 23, 22, 15 y

20 metros respectivamente.




• Zona Sur: En esta zona se han comenzado las labores mineras y

se han creado los tres niveles superiores (bancos 7º, 8º y 9º) de

alturas 25 y 18 metros respectivamente.

Los niveles inferiores están pendientes de ser creados, ya que

esa zona ha venido usándose como rampas de acceso a los

frentes Este.

7.5 TALUDES DE BANCO

Se ha considerado un talud de cara de banco de 68 º, acorde con la

seguridad y con la obtención de buenos resultados en las voladuras en

ambas situaciones.

Cuando la cara de banco pertenezca a aquellos taludes considerados

como definitivos, el talud de cara de banco será de 68 º para los nuevos

frentes y de 72º para los frentes del Proyecto anteriormente aprobado,

aunque dependiendo de las revisiones geotécnicas que se deberán de ir

realizando, éstos parámetros podrán ser modificados.

7.6 DISEÑO DE PISTAS.

Las pistas diseñadas se desarrollan dentro del hueco de la explotación de

modo que quedan integradas en los correspondientes bancos de trabajo.

El carácter de las mismas es por tanto temporal, se irán conformando

según avancen las labores de explotación como queda reflejado en los

planos de las diferentes fases.




Queda indicada una sección tipo de la misma en Plano Nº 09.

Las pistas se desarrollan siempre sobre roca firme, y sus pendientes nunca

serán superiores al 10%.

Respecto a su anchura mínima, la calcularemos según lo dispuesto en la

ITC 07.1.03, para un volquete de 50 toneladas de carga útil (vehículo de

mayor anchura) cuyo ancho es de 5,08 metros, con un solo carril.

Anchura = 1,5 A + 2 = (1,5 x 5,08) + 2 = 9,62 metros ~ 10 metros

En el caso de pistas con dos carriles, la anchura mínima, cumpliendo lo

dispuesto en la ITC descrita, y para volquetes de 50 toneladas de carga

útiles, será:

Anchura = 3 A + 2 = (3 x 5,08) + 2 = 17,24 metros ~ 18 metros

En ambos casos, las pistas deberán disponer de barrera no franqueable sin

arcén de seguridad, siendo la capa de rodadura, todo-uno de cantera.

7.7 RESUMEN DE LOS CRITERIOS DE DISEÑO DE LA EXCAVACIÓN

El cuadro que se adjunta a continuación, recoge los criterios utilizados en

el diseño de la explotación.

PARÁMETROS DE LA CANTERA VALORES Altura de banco 20 m Plataforma mínima de carga y transporte 19 m Berma mínima de abandono 8 m Nº de bancos 14 Talud cara de banco 72º - 68º Talud final remodelado y relleno 48º




8. SISTEMA DE EXPLOTACIÓN

Como se describió al comienzo del apartado 7, las producciones que se

esperan alcanzar en marcha normal serán de una media de 1.615.155

toneladas los 9 primeros años (hasta el año 2.012) y de una media de

977.384 toneladas el resto de los años (hasta el 2.033).

La producción de áridos, se completará con la progresiva y total

recuperación de la escombrera, a razón de 40.000 toneladas a partir del

año 2.008 y hasta el año 2.012 y de 110.000 toneladas a partir del año

2.013 hasta el 2.033.

El alcance del ritmo de producción, tanto en arranque en frentes de

explotación como en la explotación de la escombrera, será de 30 años,

tiempo éste necesario para la extracción de las reservas definidas hoy

como explotables y la recuperación del material existente en la

escombrera, es decir, desde la fecha de redacción del presente Proyecto

de Explotación hasta el año 2.033.

8.1 TERRENOS.

En el proyecto de explotación para la solicitud de prórroga de la C.E. se

amplía el perímetro de explotación en 8,59 Ha respetando la zona

acordada por el Ayuntamiento como suelo rural común.

Respecto a la titularidad de los terrenos, todas las parcelas que se

encuentran dentro del perímetro actualizado así como todas las que se




encuentran dentro del perímetro a ampliar, son propiedad de “CALCINOR,

S.A.”.

Se adjunta plano Nº 15, en el que puede observarse en color cian, las

parcelas en propiedad, en color verde el perímetro aprobado y en color

azul el perímetro de la ampliación solicitada.

8.2 OPTIMIZACIÓN DEL RECURSO

La actividad desarrollada por esta Sociedad en Altzo, es la explotación del

yacimiento calizo existente, recurso este que no es renovable. Dada la

temporalidad comentada, se ha tratado de conseguir una optimización

máxima del mismo que garantice el futuro de la explotación.

8.2.1 INSTALACIÓN DE CRIBADO DE TODO-UNO

Los rechazos procedentes de la instalación de trituración y clasificación

primaria que no eran comercializados, se transportaban directamente a

escombrera.

A finales del año 2.000 entró en funcionamiento la “INSTALACIÓN DE

CRIBADO DE TODO-UNO”, cuyo objetivo no era otro que optimizar el

recurso explotado, minimizando el rechazo. Mediante un posterior cribado

del 0-30, se obtienen las fracciones 10-30 que se incorporan al proceso de

fabricación de áridos y el 0-10 que se comercializa a cementeras.

Al reducir el material transportado a escombrera, se consigue por un lado,

minimizar el impacto ambiental y por otro optimizar adecuadamente el




aprovechamiento del recurso de la explotación; igualmente se mejora el

rendimiento energético de la instalación de trituración y clasificación,

optimizando el consumo eléctrico en la maquinaria sobre piedra útil

aprovechada y se da a un producto de escaso valor, mayor valor

añadido.

8.2.2 ELIMINACIÓN DEL APORTE DE MATERIAL A LA ESCOMBRERA

EXISTENTE

Sobre la base de los objetivos inicialmente descritos, un objetivo para el

periodo de prórroga de la Concesión Minera solicitado, es eliminar el

aporte de material todo-uno procedente de la instalación primaria a la

escombrera existente.

Para ello se proyecta tratar y procesar el material 0/30 mm. procedente de

la instalación de trituración y clasificación primaria en una planta de

lavado y comercializar como áridos y tortas los productos procesados, de

acuerdo a lo que se describirá en el apartado 8.6.1.

La producción demandada de áridos, se verá así completada con el

aporte de la producción de la mencionada planta lo que llevará implícito

por una lado, una minimización de impacto ambiental al no tener que ser

transportado material a escombrera y por otro una optimización en

cuanto al aprovechamiento del recurso de la explotación, coeficiente de

aprovechamiento en trituración-clasificación del 97,6 %.




8.2.3 EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA

Al igual que en el apartado anterior y sobre la base de los objetivos

inicialmente descritos, otro objetivo para el periodo de prórroga de la

Concesión Minera solicitado, es la total recuperación de la escombrera

existente y compatibilizar la optimización del recurso con la minimización

de impactos y alteraciones medio-ambientales.

La escombrera está ubicada en la zona sur de la explotación,

almacenándose mayoritariamente áridos calizos de tamaños inferiores a

30 mm.

Se proyecta procesar el material acopiado en la escombrera realizando

un cribado inicial por medio de una planta móvil de cribado de todo-uno.

El material resultante de este proceso pasará a continuación a la planta

de lavado de todo-uno anteriormente mencionada, mientras que los

estériles producidos se acopiarán temporalmente en espera de su

utilización en restauración, de acuerdo a lo que se describirá en el

apartado 8.6.1.

Por tanto y tal y como se ha descrito, se completará la producción de

áridos demandada con el aporte de las toneladas recuperadas de la

escombrera, para finalmente proceder a la restauración de la zona

afectada.




8.2.4 BLAST CONTROL

En el periodo Septiembre 1.998 - Diciembre 2.001, se desarrolló un trabajo

de investigación, dentro del área del I+D, participando en un Proyecto

dentro de los Programas BRITE EURAM, titulado “BLAST-CONTROL”,

cofinanciado por la Comunidad Europea. Fueron planteados dos claros

objetivos:

• Objetivos técnico-económicos: Diseño de la “voladura ideal”

para reducir el porcentaje de finos (tamaños inferiores a 30

mm), para obtener mejores rendimientos en la voladura y en la

trituración primaria y dar lugar a una disminución de los costes.

• Objetivos medio ambientales: al reducir el porcentaje de finos

no válidos para calcinación, se reduce el almacenamiento

temporal de éstos en escombrera, minimizando por tanto el

impacto generado en el área afectada.

Ambos objetivos perseguían la mencionada optimización del recurso, es

decir, disminuir el arranque en frentes de explotación para conseguir la

producción deseada y disminuir igualmente el transporte a escombrera de

los tamaños no válidos.

El sistema permite adquirir continuamente datos de producción y

cuantificar el impacto de la calidad de la voladura sobre el rendimiento

global de la cantera. Se estableció la influencia de las variaciones de la

fragmentación después de las voladuras (finos) en los costos, operación

ésta que hasta la fecha se ha venido realizando de forma intuitiva,




apoyándose en la experiencia adquirida. Para resolver este problema, se

requiere, en primer lugar, ser capaz de controlar y cuantificar

continuamente el impacto de la fragmentación sobre las operaciones

básicas y en segundo lugar, garantizar con la voladura la “fragmentación

ideal” que optimice el flujo de producción y reduzca al mínimo los costes,

adaptando en continuo los parámetros de las voladuras a las

características del macizo rocoso para la obtención de la bloque-metría

deseada.

8.3 MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

La explotación se realizará por los métodos convencionales de

explotación a cielo abierto, siguiendo el esquema tradicional de banqueo

y talud forzado.

Desde el punto de vista de la realización de las labores mineras y de

restauración del espacio afectado en la explotación, de acuerdo con los

parámetros que se definieron en el capítulo anterior, en cuanto a la

materialización del Proyecto, este se ejecutará de forma descendente

comenzando por los niveles de mayor cota.

De esta forma y teniendo en cuenta la topografía existente en la

explotación minera, podemos dividirla en tres zonas:




• Zona Norte.

En esta zona existen actualmente 7 niveles desde la plaza a

cota 250,00 de alturas 30, 35, 30, 26, 24, 31 y 17 metros

respectivamente, de los que han sido ya restaurados los cuatro

niveles superiores que han quedado en abandono.

La presencia de discontinuidades en esta zona, ha obligado a

la modificación de la morfología de los frentes recogida en el

Proyecto de Explotación aprobado sobre la base del ESTUDIO

GEOTÉCNICO DE LA CANTERA AMAYA redactado con fecha

Octubre de 2.001 que se adjunta como ANEXO III.

Por ello en el presente Proyecto, se recogen los cambios a

introducir y que suponen una anchura superior en las bermas a

restaurar. Ello motivará una pérdida de reservas importante,

aunque el perímetro afectado no sufre ampliación alguna en

esta zona, limitándose la modificación de la morfología de los

frentes a los límites del Proyecto aprobado.

Las labores mineras en esta zona, las podemos dividir en tres

sub-zonas:

• Zona NO: las actuaciones a efectuar en esta zona se

reducen a:




o La estabilización de las discontinuidades por encima

del banco 4º con la creación de las bermas 390,00-

banco 5º, 395,00-banco 6º, 400,00-banco 7º, 410,00-


banco 11º, 435,00-banco 12 respectivamente.

o Completar la pertinente restauración de las bermas

mencionadas.

o Proceder al abandono de las labores.

• Zona central: No se prevé el arranque de material en esta

área aunque se completará la pertinente restauración de

las bermas y se procederá al abandono de las labores.

• Zona NE ó zona de la vaguada: coincide con el

entronque entre los frentes Norte y los frentes Este. las

actuaciones a efectuar en esta zona se reducen a:

o El avance de las bermas creando las bermas 265,00-



banco 7º, 400,00-banco 8º, 420,00-banco 9º y 440,00-

banco10º, respectivamente.


mencionadas.





• Zona Este.

En esta zona existen actualmente 10 niveles desde la plaza a

cota 250,00 de alturas 30, 35, 30, 26, 24, 25, 23, 22, 15 y 20 metros

respectivamente.

Se creará una gran plaza a cota 300,00, y otra plaza de menor

superficie en la zona de la machacadora primaria a cota

312,00. Ambas plazas estarán comunicadas por medio de una

rampa de 18 metros de anchura y 10% de pendiente.

En esa misma zona, se ha previsto otra rampa del 10% de

pendiente, que permita acceder desde la plaza de cota 312,00

al banco 4º de cota 320,00.

Las labores mineras en esta zona, las podemos dividir en dos

sub-zonas:

• Mojones 17 al 21: El perímetro afectado no sufre

ampliación alguna en esta zona, limitándose la

modificación de la morfología de los frentes a los límites

del Proyecto aprobado. Las actuaciones a efectuar en

esta zona se reducen a:








banco10º , 465,00-banco11º y 480,00-banco12º

respectivamente.


mencionadas.


• Resto: Hacia el Sur del mencionado mojón, se aumenta el

perímetro de explotación sobre la base de los acuerdos

entre la Promotora y el Ayuntamiento de Altzo,

respetando la distancia de 45 metros al camino carretil

que parte de la pista de Azcarate, aprobado en las

NN.SS.

Las actuaciones a efectuar en esta zona se reducen a:




banco10º , 460,00-banco11º, 480,00-banco12º, 500,00-

banco13º y 520,00-banco14º respectivamente.




o La realización de 10 rampas de 8 metros de anchura,

que den acceso a los bancos 4º al 14º y que permitan

la restauración de todas las bermas residuales. Todas

las rampas tendrán el 10% de pendiente, con

excepción de la rampa 480,00-500,00 que será del 8,5

%.

o Se ha realizado un RECONOCIMIENTO GEOFÍSICO

MEDIANTE TOMOGRAFÍA ELÉCTRICA para el estudio de

las bolsas de tierras existentes en la zona SE de la

explotación, redactado con fecha Agosto de 2.001

que se adjunta como ANEXO IV. Sobre la base de

dicho estudio, no se ha previsto realizar el avance de

las bermas en esas zonas, de manera que sirva de

sujeción de las mencionadas bolsas.

o Completar la pertinente restauración de las bermas y

rampas mencionadas.


• Zona Sur: En esta zona se han comenzado las labores

mineras y se han creado los tres niveles superiores

(bancos 7º, 8º y 9º) de alturas 25 y 18 metros

respectivamente.

Se prevé que las actuaciones en éste área son:







banco10º , 460,00-banco11º y 480,00-banco12º

respectivamente.

o La realización de 1 rampa de 8 metros de anchura y

10% de pendiente, que de acceso desde la plaza a

cota 300,00 al banco 4º al 14º.

o Completar la pertinente restauración de las bermas y

rampas mencionados.


8.4 CUBICACIÓN DE LOS RECURSOS EXPLOTABLES

El presente proyecto se ha realizado para un periodo de 30 años con una

producción aproximada media de casi 1.600.000 toneladas los 9 primeros

años (hasta el año 2.012) y de 955.000 toneladas el resto de los años (hasta

el 2.033), complementada con la producción de áridos recuperados de la

escombrera una vez entre en funcionamiento la instalación de lavado de

todo-uno (año 2.005), y la planta móvil de cribado de todo-uno (año

2.007), a razón de 45.000 toneladas anuales hasta el año 2.012 y de

116.250 toneladas anuales el resto de los años (hasta el 2.033).




Las cubicaciones de cada una de las fases intermedias y del hueco final

proyectado, se ha realizado por cálculo de volúmenes por diferencias

entre modelos tridimensionales del terreno.

Como se describió en el apartado 6.3, estas cubicaciones se han

denominado “toneladas a prever”; de éstas, se explotará el 79,5 % (“todo-

uno a arrancar”) al que hay que aplicar un coeficiente de

aprovechamiento del 97,6 % para obtener las denominadas “toneladas a

comercializar.

Esto se traduce en que, de las algo más de 46 Mt cubicadas, solamente se

explotarán casi 36,7 Mt, que aplicando el mencionado coeficiente de

aprovechamiento, quedan reducidas a casi 36 Mt.

Igualmente, el 2,4 % del material a arrancar son estériles, que equivalen a

0,86 Mt.

La densidad del carbonato cálcico en Altzo, es de 2,5 gr/cm3.




8.5 FASES DE LA EXPLOTACIÓN

La explotación se planifica en 9 fases.

La finalidad de esta periodificación es:

• La explotación conjunta de los frentes Norte, Éste y Sur, así

como de la escombrera, que permita por un lado obtener las

producciones demandadas y por otro la realización de la

restauración progresiva de las bermas residuales una vez se

vayan finalizando las labores de arranque en los frentes.

• Definir las calidades de los distintos bancos para seguir una

política razonable de aprovisionamiento de material al horno

de calcinación en cuanto a calidades de materia prima.

Las producciones previstas para cada una de las nueve fases de

explotación, se adjuntan en el apartado 6.3.

FASE 1 FASE 2 FASE 3 FASE 4 FASE 5 FASE 6 FASE 7 FASE 8 FASE 9

2.003-2.005 2.006-2.008 2.009-2.012 2.013-2.015 2.016-2.018 2.019-2.022 2.023-2.026 2.027-2.030 2.031-2.033 TOTALToneladas a prever [t] 5.931.701 6.067.010 8.327.320 3.194.588 3.463.918 4.820.876 5.030.928 5.240.979 4.078.608 46.155.928

Todo-uno a arrancar 4.713.472 4.820.992 6.617.088 2.538.496 2.752.512 3.830.784 3.997.696 4.164.608 3.240.960 36.676.608

Ton. a comercializar [t] 4.603.000 4.708.000 6.462.000 2.479.000 2.688.000 3.741.000 3.904.000 4.067.000 3.165.000 35.817.000

Piedra calcinación [t] 1.153.000 1.258.000 1.862.000 1.545.000 1.654.000 2.285.000 2.376.000 2.472.000 1.920.000 16.525.000

Cal fabricada[t] 668.794 729.698 1.080.046 896.172 959.397 1.325.406 1.378.190 1.433.875 1.113.689 9.585.267

Árido [t] 2.575.430 3.332.488 4.438.708 872.124 966.908 1.362.625 1.430.556 1.493.488 1.166.002 17.638.329

Tortas [t] 117.512 161.292 61.876 67.092 93.375 97.444 101.512 78.998 779.101

Rechazo [t] 874.570 874.570

Acopio temporal [t] 110.472 112.992 155.088 59.496 64.512 89.784 93.696 97.608 75.960 859.608




Para planificar una restauración del espacio natural simultánea con la

explotación, en los planos Nº 6 al Nº 14 (ambos inclusive), se muestra la

morfología que irá adaptando la cantera al final de cada una de las

fases.

Para obtener una visión más clara del estado final de cada fase, se

presentan igualmente los modelos tridimensionales del terreno de cada

una de ellas.

8.5.1 FASE 1 (2.003-2.005)

Frentes Norte:

Zona NO, en los bancos superiores al banco 4, las actuaciones se

reducirán al acondicionamiento de los taludes creando las bermas

residuales de cota 390, 395, 400, 410, 420, 425, 430 y 435.

En esta fase se procederá a la restauración del de las bermas

mencionadas, como se refleja en el plano Nº 6.

Zona NE entre los mojones 13 al 18, las actuaciones en esta zona se

reducen al avance hasta el hueco final de las bermas 9 de cota 420,00, 10

de cota 440,00, 11 de cota 465,00 y 12 de cota 480,00.

En los bancos 6 de cota 360,00, 7 de cota 380,00 y 8 de cota 400,00, se

avanzará hasta la situación reflejada en el plano 6.




Para acceder al banco 6, se utilizará el acceso actual. Para acceder a los

bancos 7 y 8, se realizarán sendas rampas que partirán del banco inferior.

En esta fase se procederá a la restauración de las bermas de cota 400,

420, 440, 465 y 480.

Frentes Este:

Las actuaciones en esta zona se reducen:

Entre los mojones 18 al 21: avance hasta el hueco final de las bermas 11 de

cota 460 y 12 de cota 480. Los bancos inferiores quedarán según se refleja

en el plano 6, sirviendo de accesos a los bancos superiores.

En esta fase se procederá a la restauración de las bermas de cota 460 y

480.

A partir del mojón 21: avance hasta el hueco final de las bermas 13 de

cota 500 y 14 de cota 520. Para acceder a estas bermas, se realizará una

rampa que parte del banco 12.

En esta fase se procederá a la restauración de las bermas de cota 480,

500 y 520, así como la rampa mencionada.

Se adjuntan a continuación los modelos tridimensionales del terreno.




8.5.2 FASE 2 (2.006-2.008)

Frentes Norte:

Zona NE, entre los mojones 13 al 18, las actuaciones en esta zona se

reducen al avance hasta el hueco final de las bermas 6 de cota 360 y 7 de

cota 380.

En los bancos 3 de cota 300, 4 de cota 320 y 5 de cota 340, se avanzará

hasta la situación reflejada en el plano 7.

Para acceder a los bancos 3, 4 y 5, se utilizarán los accesos actuales. Para

acceder al banco 6, se realizará una rampas que partirá de la cota 340

(banco inferior).

En esta fase se procederá a la restauración de las bermas de cota 340, 360

y 380.

Frentes Este:

Las actuaciones en esta zona se reducen al avance hasta el hueco final

de las bermas 10 de cota 440 y la zona sur del banco 12 de cota 480. Los

bancos inferiores quedarán según se refleja en el plano 7, sirviendo de

accesos a los bancos superiores.

En esta fase se comenzará la restauración de la berma de cota 440, y se

concluirá la restauración de las bermas de cota 460 y 480.




Escombrera:

Se prevé iniciar en esta fase la explotación de la escombrera por la zona

de mayor cota (zona sur), creando una plaza a cota 320. Los taludes

originales del terreno se restaurarán igualmente en esta fase.





8.5.3 FASE 3 (2.009-2.012)

Frentes Norte:

Zona NE, entre los mojones 13 al 18, las actuaciones en esta zona se

reducen al avance hasta el hueco final de las bermas 3 de cota 300, 4 de

cota 320 y 5 de cota 340.

El resto de los bancos, se avanzarán hasta la situación reflejada en el

plano 8.

En esta fase se procederá al inicio de la restauración de la esquina NO del

banco 4 de cota 370 y de las bermas de cota 300 y 320.

Frentes Este:

Las actuaciones en esta zona se reducen al avance de los bancos hasta

la situación reflejada en el plano 8.

Escombrera:

Se continuará la explotación de la misma creando una plaza a cota 308.

Los taludes originales del terreno se restaurarán igualmente en esta fase.





8.5.4 FASE 4 (2.013-2.015)

Frentes Este:

Las actuaciones en esta zona se reducen al avance de los bancos a

hueco final de las bermas 8 de cota 400, 9 de cota 420 y 10 de cota 440,

según refleja en el plano 9.

Se generará una gran plaza a cota 400 (banco 8).

En esta fase se procederá a la restauración de las bermas de cota 400, 420

y 440.

Escombrera:


Los taludes originales del terreno se restaurarán igualmente en esta fase.





8.5.5 FASE 5 (2.016-2.018)

Frentes Norte:

En esta fase se continuará la restauración de la esquina NO del banco 4

de cota 370.

Frentes Este:

Las actuaciones en esta zona se reducen al avance de los bancos hasta

la situación según refleja el plano 10.

Se inicia la restauración de las bermas de cota 380 y 400.

Escombrera:






8.5.6 FASE 6 (2.019-2.022)

Frentes Norte:

En esta fase se restaurarán las bermas de cota 315, 345 y 370. En esta

misma zona, se inicia la restauración de las bermas de cota 265 y 280.

Frentes Este:

En esta fase se creará una única plaza a cota 360, según refleja el plano

11.

Se inicia la restauración de las bermas de cota 360.

Escombrera:

En esta fase se inicia la explotación total hasta el terreno original de la

escombrera, siendo ahora la forma de explotación ascendente,

comenzando por su parte norte.





8.5.7 FASE 7 (2.023-2.026)

Frentes Norte:

En esta fase se acopiará temporalmente en la plaza a cota 250, el

material que se utilizará para restauración en fases sucesivas. Por ello se

crearán tres cordones de tierras.

Frentes Este:

En esta fase se creará una plaza a cota 340 y se inicia la explotación de la

misma, según refleja el plano 12.

Se completa la restauración de la berma de cota 340 y se inicia la

restauración de la berma de cota 320.

Escombrera:

Se continua con la explotación ascendente dejando al descubierto el

terreno original y se restaura la zona explotada.





8.5.8 FASE 8 (2.027-2.030)

Frentes Norte:

En esta fase se continúa acopiando temporalmente en la plaza a cota

250, el material que se utilizará para restauración en fases sucesivas

creando nuevos cordones

Frentes Este:

Se explotará en banco a cota 340 y se inicia la explotación a cota 320,

según refleja el plano 13.

Se inicia la restauración de la berma de cota 320 y se crean cordones de

acopio temporal a cota 300.

Escombrera:

Se finaliza la excavación y restauración total de la escombrera.





8.5.9 FASE 9 (2.031-2.033)

Frentes Norte:

En esta fase eliminan los cordones temporales acopiados y se termina la

restauración de bermas y plaza en esta zona.

Frentes Este:

Se completa la explotación del banco 4 de cota 320, creándose una gran

plaza a cota 300 que queda restaurada, según refleja el plano 14.

Se finaliza la restauración de las bermas en esta zona.





En el ANEXO VI, se adjuntan las tablas del balance de materiales para

cada fase y que sirven de base para el plan de restauración.

En caso que las tierras y estériles arrancados en cada fase, no sean

suficientes para el relleno de bermas a restaurar, se utilizarán rechazos ó

tortas procedentes del lavado para completarlo.

8.6 GESTIÓN DE LOS RECHAZOS DE CANTERA

Desde el punto de vista de la gestión de los rechazos de cantera, se han

previsto dos acciones importantes a materializar en la segunda fase del

Proyecto, como son la entrada en funcionamiento de la instalación de

lavado de todo-uno (año 2.005), que evitará como primera medida el




aporte a escombrera de materiales inertes (rechazos) y posteriormente la

planta móvil de cribado de todo-uno (año 2.007), para el procesamiento

de los materiales almacenados en la escombrera.

Las fechas aportadas para ambas instalaciones corresponden al comienzo

de los montajes y periodos de pruebas; se ha previsto por tanto que

ambas estarán operativas un año posterior al aportado, es decir, 2.006 y

2.008.

8.6.1 TRATAMIENTO DEL RECHAZO DE CANTERA

Inicialmente se describen en el presente apartado los procesos industriales

seguidos actualmente para el tratamiento del 0/30 mm (rechazo) para a

continuación describir los que se han proyectado a corto ó medio plazo.

Actualmente:

Como se describió en el apartado 8.2.1, a finales de 2.000 entró en

funcionamiento la “INSTALACIÓN DE CRIBADO DE TODO-UNO”, que

permitía recuperar los tamaños superiores a 10 mm del todo-uno (0/30

mm).

Puede observarse en la siguiente figura, el balance de producción del

0/30 mm. con la actual instalación mencionada.




En el cuadro que se adjunta a continuación y atendiendo a las

producciones de toneladas anuales a comercializar previstas para la

primera fase, (1,53 Mt), es decir, el periodo en el que va a estar operativa

la instalación de cribado, se estima que van a ser generadas las siguientes

toneladas anuales medias de:

% [t]368.240

- 10% 153.433-

- 0/10 mm (Acopio) 8,5% 130.418- Grava 10/30 recuperada 5,5% 84.388

24%

0/30 mm (Acopio)Cribado todo-uno

MATERIALESRechazo 0/30 mm (24 % toneladas a comercializar)

0/30 mm(100 %)

INSTALACIÓN DECRIBADOCRIBADO DETODO-UNO

SI(60 %)

0/10 mm(60 %)

10/30 mm(40 %)

0/30 mm

NO(40 %)

INSTALACIÓNPRIMARIA

INDUSTRIA CEMENTO – 88 %ESCOMBRERA – 12 %

TRITURACIÓN 2ª

24 % de las Toneladas

a comercializar

MERCADO ÁRIDOS – 62%ESCOMBRERA – 38 %




Los porcentajes aportados son relativos a las toneladas a comercializar

previstas.

Del cuadro anterior, se deduce que anualmente van a ser generadas

368.240 t de estériles de las que 84.388 t se recuperan como áridos,

quedando 283.852 t/año como subproductos, que parcialmente se

comercializan.

A partir del año 2.006:

A partir del año 2.006, se prevé comenzar el montaje, instalación y

pruebas, de una planta de lavado de todo-uno (0/30 mm de la instalación

primaria) en el año 2.005, que estará operativa a comienzos del año 2.006.

Puede observarse en la siguiente figura, el balance de producción del

0/30 mm. con la instalación mencionada.

0/30 mm(100 %)

INSTALACIÓN DELAVADOLAVADO DETODO-UNO

SI(69 %)

TORTAS(15 %)

ÁRIDOS(85 %) 0/30 mm

NO(31 %)

INSTALACIÓNPRIMARIA

10/30 mm(30 %)

5/10 mm(40 %)

0/5 mm(30 %)

MERCADO ÁRIDOSMERCADO ÁRIDOS INDUSTRIA CEMENTO

24 % de las Toneladas

a comercializar




En los cuadros que se adjuntan a continuación y atendiendo a las

producciones anuales de toneladas a comercializar previstas para las

fases segunda y tercera, (1,59 Mt) y para la cuarta a novena (0,95 Mt), se

estima que van a ser generados las siguientes toneladas anuales medias

de:

% [t]382.971

- 7,5% 119.679-

-- Grava 10/30 4,2% 67.020- Gravilla 5/10 5,6% 89.360- Arena 0/5 4,2% 67.020

- 2,5% 39.89324,0%

Para fases 2ª y 3ª (Ā = 1.595.714 t)


0/30 mmLavado todo-uno

Árido recuperado

Tortas

% [t]229.074

- 7,5% 71.586-

-- Grava 10/30 4,2% 40.088- Gravilla 5/10 5,6% 53.451- Arena 0/5 4,2% 40.088

- 2,5% 23.86224,0%

Tortas

Árido recuperado

Para fases 4ª a 9ª (Ā = 954.476 t)


0/30 mmLavado todo-uno




Se han agrupado las producciones en dos grupos para unificar fases con

producciones similares, ya que como se ha indicado a lo largo del

Proyecto, a partir del año 2.013, los arranques a efectuar en el frente

disminuirán considerablemente por los motivos expuestos al comienzo del

capítulo 7.

Los porcentajes aportados son relativos a las toneladas a comercializar

previstas.

De los cuadros anteriores, se deduce que:

• Para las fases 2ª y 3ª, van a ser generadas anualmente 382.971 t

de rechazos de las que 223.400 t se recuperan como áridos, y

las restantes 159.572 t, se comercializarán de la siguiente forma:

o 119.679 t de 0/30 mm.

o 39.893 t de tortas.

• Para las fases 4ª a 9ª, van a ser generadas anualmente 229.074 t

de rechazos de las que 133.627 t se recuperan como áridos, y

las restantes 95.448 t, se comercializarán de la siguiente forma:

o 71.586 t de 0/30 mm

o 23.862 t de tortas.

8.6.2 EXPLOTACIÓN DE LA ESCOMBRERA

En la segunda fase del Proyecto, se comenzará la explotación de la actual

escombrera, procesando el material acopiado en ella con la planta móvil

de cribado de todo-uno (año 2.008).




Como se ha indicado en apartados anteriores, se prevén que la

explotación de la misma se realice a razón de 40.000 toneladas anuales

hasta el año 2.012 y de 110.000 toneladas anuales el resto de los años

(hasta el 2.033).

La escombrera está ubicada en la zona sur de la explotación minera en

una superficie de 5,26 Ha. Según reciente cubicación (Noviembre 2.002),

el volumen de materiales acopiados es de 1.500.000 m3, estimando un

total de algo más de 2,5 Mt.

En la escombrera se almacenan mayoritariamente áridos calizos

provenientes de la instalación de trituración y clasificación primaria en

tamaños inferiores a 30 mm, que contienen arcillas y tierras. Este material

se comercializa actualmente como tal con destino a la industria de

fabricación de cementos.

Se encuentran bajo las siguientes características químicas:

CARACTERIZACIÓN QUÍMICA:

• CO3Ca .................. 94,8 % • CaO (útil) .............. 53,1 % • PPC........................ 42,47 % • SiO2 ........................ 2,58 % • Al2O3 ...................... 0,63 % • Fe2O3 ..................... 0,30 % • MgO ...................... 0,27%




Igualmente se adjunta análisis granulométrico representativo del material

almacenado en la escombrera:

TAMICES (mm)

% P

ASA

10095908580757065605550454035302520151050

40 25 20 10 5 0,4 0,082

Tamiz Pasamm. Peso en grs. % %

40,000 0,0 0,0% 100,0025,000 1.156,3 9,7% 90,3020,000 1.714,6 14,3% 76,0010,000 4.272,3 35,8% 40,205,000 1.364,8 11,4% 28,802,000 1.078,9 9,0% 19,800,400 760,9 6,4% 13,400,080 291,7 2,4% 11,00Pasa 1.309,4 11,0%Total 11.948,9 100,0%

Retenido entre tamices




Como método de explotación de la escombrera se propone la carga y

transporte por medio de pala cargadora hasta la planta móvil de cribado

de todo-uno, realizándose ésta por tongadas de forma descendente,

comenzando por la parte de mayor cota.

Los objetivos de una planta de este tipo son:

• Realizar un cribado inicial del material de la escombrera que

permita una primera selección, diferenciando estériles de

material a transportar a la planta de lavado.

• La movilidad de la planta de cribado, permitirá que se adapte

en todo momento, a las diferentes zonas de explotación de la

escombrera, de manera que la pala cargadora realice las

funciones de carga y transporte y evitando el uso de volquete.

Según el análisis granulométrico aportado, se puede hacer una estimación

por tamaños existente en la escombrera, en el ánimo conocer las

toneladas susceptibles de ser recuperadas.

Volumen Toneladas[m3] [t]

< 25 mm 9,7 145.500 243.47010-25 mm 50,1 751.500 1.257.5105-10 mm 11,4 171.000 286.1400,4-5 mm 15,4 231.000 386.540> 0,4 mm 13,4 201.000 336.340TOTALES 100 1.500.000 2.510.000

TAMAÑOS %




En el cuadro que se adjunta a continuación, se estima que en la

explotación de la escombrera, van a ser recuperadas las siguientes

toneladas de:

Los porcentajes aportados son relativos a las toneladas totales cubicadas

en la escombrera.

Según esto, una vez finalizada la explotación de la escombrera, se habrán

recuperado unos 2,1 Mt que se comercializarán como áridos, 0,2 Mt que se

comercializarán como tortas y 0,125 Mt que se reutilizarán para la

restauración progresiva de la explotación minera.

En el Plan de Restauración relativo al presente proyecto, se describe

detalladamente el modo de ejecución.

Finalmente se procederá a la restauración de la zona afectada por la

misma.

% [t]2.510.000

- 5% 125.500-

- Áridos recuperados 85,5% 2.146.050- Tortas 9,5% 238.450

100%

Estériles0/30 mm

MATERIALES0/30 en escombrera




9. HIDROLOGÍA.

La escasa escorrentía que se produce actualmente en la cantera, es

recogida en una serie de arquetas y conducida a la balsa de

decantación.

La amplitud de las plataformas de trabajo, unido al carácter permeable

de las calizas karstificadas, son los causantes del predominio de la

infiltración del agua al acuífero.

Sin embargo, a medida que los frentes llegan a su situación final de

restauración, la disminución de la anchura de plataforma de trabajo a la

berma residual por una parte y el relleno de estas por materiales sobre los

que actuará la revegetación por otra, es de suponer que ocasionará un

aumento del índice de escorrentía.

En los perfiles previstos de relleno de las bermas, se deja un caballón en la

parte más alta, a pié del banco superior para facilitar el drenaje.

Dada la gran extensión lateral de los frentes a restaurar en la cantera, esta

medida se complementará con la ejecución de drenajes transversales en

las bermas para evitar en caso de fuertes lluvias el anegado de los rebajes

y la creación de cárcavas en las zonas restauradas.

Los drenajes se realizarán en zanja encajada en la misma berma. La

distancia entre zanjas recubiertas dentro de la misma berma, será sobre los

200 metros.




10. ESTUDIO MINERO

10.1 RITMO DE PRODUCCIÓN Y VIDA DE LA EXPLOTACIÓN

Teniendo en cuenta el método de explotación seleccionado, las

características del material y las estimaciones de producción basadas en

las demandas de los mercados recogidas en el apartado 6.3, en el año

2.012 se alcanzará la mayor producción, por lo que a efectos de cálculo

de maquinaria minera, tomaremos este dato al ser el más desfavorable.

Según esto, se requiere la siguiente organización:

• Producción mensual............................................... 140.000 t

• Producción caliza útil ............................................. 133.325 t

• Subproductos .......................................................... 6.675 t

• Nº de relevos día.................................................... 2

• Horas disponibles/relevo........................................ 8

• Días trabajo/mes..................................................... 21

• Horas disponibles/mes............................................ 336

Teniendo en cuenta la producción mensual de 140.000 toneladas, la

producción anual será de algo más de 1,675 Mt.

Las variaciones en los ritmos de producción, de describieron

detalladamente en el capítulo 6.




10.2 CRITERIOS DE CÁLCULO DE MAQUINARIA MINERA

En el cálculo de las producciones medias de los equipos que realizan el

ciclo de explotación, se ha tenido en cuenta el ritmo de extracción anual,

así como las pérdidas de tiempo o retrasos característicos de cualquier

operación, siendo los factores que finalmente configurarán la utilización

efectiva los siguientes:

• Factor de eficiencia y organización. Una estimación en éste

campo debe indicar la producción media que puede dar un

equipo a lo largo de una periodo de tiempo dilatado. Cada

equipo debe considerarse como parte de un sistema, y como

tal queda sometido a pérdidas de tiempo debidas a

deficiencias en la dirección, supervisión, condiciones del

trabajo, experiencia del operador, equilibrado entre unidades,

clima, etc. Estos retrasos y pérdidas de tiempo son los que

caracterizan el factor conocido como eficiencia en la

operación.

• Coeficiente de disponibilidad mecánica. Es necesario tener en

cuenta la disponibilidad mecánica, o simplemente

disponibilidad, definida como la disposición de los equipos para

actuar durante el tiempo programado, es decir hay que

considerar las pérdidas de horas de trabajo debidas a averías

intempestivas y a reparaciones programadas o rutinas de

mantenimiento. En la tabla siguiente se cuantifican los

coeficientes de disponibilidades habituales en tales situaciones,




los cuales han sido obtenidos de la experiencia adquirida en los

años precedentes.

EQUIPO DISPONIBILIDAD MECÁNICA (%)

Perforadoras 90

Palas cargadoras 90

Volquetes 85

10.3 ARRANQUE

Las características de la roca hacen que sea necesario su arranque por

medio de explosivos. El proceso de arranque por lo tanto se compondrá

de las operaciones de perforación y voladura.

La voladura se realizará de manera que su resultado sea la obtención de

block-metrías que permitan la posterior manipulación con las máquinas de

carga y transporte e instalaciones de trituración y clasificación.

10.3.1 PERFORACIÓN

En la explotación minera se dispone de los siguientes equipos de

perforación:

EQUIPO MARCA MODELO

Perforadora ATLAS COPCO ROC F6

Perforadora HYTRACK

Compresor ATLAS COPCO




Ambos equipos van provistos de “martillo en fondo”. Las ventajas de este

sistema de perforación son:

• Menor desviación

• Menor nivel acústico

Igualmente los equipos de perforación están equipados con sistemas de

captación de polvo producido en la perforación, mediante la instalación

de sendos captadores.

Para la justificación de las unidades necesarias, se realizan los cálculos

para la perforadora Atlas Copco ROC F6, indicándose a continuación los

parámetros correspondientes:

• Altura de banco 20 m

• Ø de los barrenos 3 ½ "

• Cuadrícula de perforación 5 x 4,5

• Piedra 5 m

• Espaciamiento 4,5 m

• Inclinación 22 º

• Sobreperforación 1,5 m

• Longitud barreno 23,1 m

• Volumen arrancado por barreno 450 m3

• Densidad aplicada 2,5 t/m3

• Toneladas arrancadas por barreno 1.125 t

• Velocidad de perforación 30 m/hora

• Rendimiento específico 48,76 t/ml

• Producción horaria 1.462,89 t/hora

• Producción mensual necesaria 140.000 t

• Horas/mes necesarias 95,7 horas

• Horas disponibles por máquina 168 horas

• Unidades necesarias 0,6 ud.




De los parámetros descritos anteriormente, se observa que para la

realización de la perforación necesaria se precisaría solamente de un

equipo.

El segundo de los equipos (perforadora HYTRACK) se destina a la

realización de labores auxiliares de perforación necesarias como son

la realización de zapateras (si es necesario), taqueos y apertura de

banco, realización de sondeos mecánicos con recogida de polvo de

barrido de perforación para investigación, y como equipo auxiliar de

perforación en caso de averías del primero de éstos equipos.

10.3.2 VOLADURA

En la explotación minera, trabajando a un ritmo normal de producción, se

vienen efectuando una media de cuatro voladuras al mes. Se plantea

continuar disparando con esta periodicidad, para alcanzar la producción

deseada.

El explosivo que normalmente se emplea por voladura varía de 1.000 Kg a

3.500 Kg.




Para conseguir alcanzar la producción deseada, se propone realizar las

voladuras de acuerdo al siguiente esquema:

ELÉCTRICODETONADOR 4,5

5

20

3

16,1

4

23,1

(GRAVA 12-25)RETACADO

(NAGOLITA A GRANEL)CARGA DE COLUMNA

CARGA DE FONDO

68°

1,5

SOBR

EPE

RFO

RAC

IÓN

(GOMA 2 ECO)




Parámetro:

• Inclinación 22 º• Altura de banco 20 m• Ø perforación 3 ½ "• Longitud barreno vertical 23,1 m• Piedra 5,0 m• Espaciamiento 4,5 m• Longitud carga de columna 16,1 m• Longitud carga de fondo 3,00 m• Retacado 4,00 m

Consumo de explosivo por barreno:

• Carga de columna 88,4 kg• Carga de fondo 15,0 kg• Cordón detonante 20 gr/m 23,4 m• Detonadores eléctricos insensibles 1 Ud

Energía:

• Energía carga de columna 346,48 MJ• Energía específica en columna 0,96 MJ/m3

• Energía carga de fondo 70,65 MJ• Energía específica en fondo 1,05 MJ/m3

Consumo de explosivo por voladura:

• Nº Barrenos verticales 30• Nagolita granel 2.651,7 kg• Goma 2 ECO(Ø 65 mm) 450,0 kg• Cordón detonante 20 gr/m 701 m• Detonadores eléctricos insensibles 30 Ud• Consumo específico 91,90 gr/t

• Volumen arrancadas por voladura 13.500,00 m3

• Toneladas arrancadas por voladura 33.750,00 t

Cubicación y tonerladas por voladura:




Para iniciar la voladura se utilizarán detonadores eléctricos insensibles de

microretardo.

10.4 CARGA Y TRANSPORTE

Una vez efectuada la voladura, el todo-uno se transportará por medio de

volquete hasta la instalación de trituración, clasificación y

almacenamiento para su beneficio. La carga del todo uno sobre el

volquete la realizan palas cargadoras de ruedas.

En la explotación minera, para realizar las operaciones de carga, se

utilizan dos palas de ruedas marca Caterpillar modelos 988 G y 988 F, de

6,4 m3 y 4,1 m3 de capacidad de cazo respectivamente.

Para realizar las operaciones de transporte, se utilizan cuatro volquetes

marca Caterpillar modelos 775 D (2 unidades), 775 B, todos ellos con una

capacidad de carga de 55 toneladas y 769 C con una capacidad de

carga de 35 toneladas.

El volquete 769 C se destinará a labores auxiliares, como serán los trabajos

de transporte del material de la planta móvil de cribado de la escombrera

a la planta de lavado de todo-uno una vez entren en funcionamiento,

transporte interno de materiales, transporte de piedra volada a instalación

de trituración y clasificación si fuera necesario, etc.

Teniendo en cuenta los equipos descritos, en el siguiente cuadro se justifica

el número de unidades necesarias para hacer frente a las necesidades de

carga y transporte para la caliza volada en los frentes en explotación.




La longitud media sobre la que transcurrirá el transporte con volquete

desde los frentes de explotación hasta la instalación de trituración y

clasificación primaria será de 1.500 metros, con una pendiente media del

10%.

Teniendo en cuenta que el volquete recorrerá la distancia anteriormente

señalada tanto cargado como vacío a una velocidad media de 30 Km/h

y que le ocupará 1 minuto en las maniobras de vaciado, vamos a justificar

el número de unidades.

Unid. Pala 988 G Pala 988 F• Capacidad de cazo colmado m3 6,4 4,1• Factor de llenado % 85 85• Coeficiente de esponjamiento 1,35 1,35• Densidad t/m3 2,50 2,50• CAPACIDAD DE CAZO t 10,1 6,5• Número de cazos por volquete (50 t) Ud 5 8• Ciclo por cazo min 0,45 0,70• Tiempo de carga/volquete min 2,3 5,6• Eficiencia % 90 90• PRODUCCIÓN HORARIA t/hora 1.200,00 482,14• Producción mensual necesaria t 96.500 45.500• Disponibilidad mecánica % 90 90• Horas necesarias/mes horas 80,42 94,37• Horas disponibles/mes horas 168,00 168,00• Horas útiles mes horas 151,20 151,20• UNIDADES NECESARIAS Ud 0,53 0,62

Parámetros




Por tanto se deduce que según los cálculos realizados para la pala 988 G,

se necesitarán 2 volquetes 775 D y que según los realizados para la pala

988 F, se necesitará un volquete 775 B; en ambos casos se trabajará a dos

relevos por día.

Unid. *1 *2· Velocidad media km/h 25 20· Distancia media m 1.500 1.500· Tiempo de carga min 2,3 5,6· Tiempo de ida min 3,6 4,5· Minobras y vuelco min 1,0 1,0· tiempo de vuelta min 3,60 4,50· TOTAL CICLO min 10,5 15,6· Eficiencia % 85 85· Viaje/hora ud 4,88 3,27· PRODUCCIÓN HORARIA t/hora 244,0 163,5· Producción mensual necesaria t 96.500 45.500· Disponibilidad mecánica % 85 85· Horas necesarias/mes horas 395,46 278,35· Horas disponibles/mes horas 336 336· Horas útiles mes horas 285,6 285,6· UNIDADES NECESARIAS ud 1,38 0,97

*1 Tándem Pala 988 G con volquete 775 D*2 Tándem Pala 988 F con volquete 775 B

Parámetros




10.5 INSTALACIONES DE TRITURACIÓN, CLASIFICACIÓN Y

ALMACENAMIENTO

10.5.1 INSTALACIÓN PRIMARIA

10.5.1.1 DESCRIPCIÓN DE LA INSTALACIÓN

En esta instalación se realizan las siguientes operaciones:

• Alimentación: los volquetes que llegan de los frentes de

explotación vierten su carga a una tolva general que es

evacuada por medio de un alimentador de vaivén.

• Trituración primaria, realizada por medio de una machacadora

de mandíbulas con una boca de entrada de 2.000x1.600 mm.

La carga es evacuada a una tolva de regulación ubicada en

su parte inferior y esta a su vez, lo es por medio de un

alimentador de cadenas.

• Clasificación primaria, realizada por medio de dos cribas

vibrantes de 11,6 m2 de superficie de cribado que clasifican los

siguientes tamaños: 100–300/400 mm, 30-100 mm, y 0-30 mm.

Igualmente se dispone de una criba vibrante de 12,6 m2 de

superficie de cribado que puede clasificar el 0-30 mm en 0-10

mm y 10-30 mm (cribado del todo-uno).




• Almacenamiento. Para el almacenamiento de los distintos

productos, se dispone de cinco acopios naturales de

intemperie cada uno de los tamaños antes descritos.

• Bajo cada acopio 100–300/400 mm y 30-100 mm, existen dos

alimentadores vibrantes para la evacuación de los mismos, y

una tolva común equipada a su vez con otros dos

alimentadores vibrantes. Desde esta tolva y a través de

transportador de banda se alimenta la instalación secundaria.

El transporte de material de un equipo a otro, se realiza por medio de

transportadores de banda.

10.5.1.2 DIAGRAMAS DE FLUJO

Ver plano Nº 16.

10.5.1.3 POTENCIA INSTALADA

La potencia instalada en la instalación primaria, es de 848,82 Kw.

10.5.2 INSTALACIÓN SECUNDARIA


En esta instalación se realizan las siguientes operaciones:




• Alimentación: la alimentación a la instalación secundaria puede

realizarse mediante transportador de banda (instalación primaria)

y ocasionalmente mediante volquete. En ambos casos el material

se vierte a una tolva receptora que es evacuada por medio de un

alimentador de vaivén.

• Trituración, realizada por medio de dos machacadoras de

mandíbulas, de 1.600 x 1.375 mm. y 1.300 x 1.050 mm. de boca de

entrada respectivamente.

• Clasificación, realizada por medio de dos cribas vibrantes que

clasifican los siguientes tamaños: 0-15 mm, 15-35 mm, 35-90 mm y

>90 mm.

• El transporte de material de un equipo a otro, se realiza por medio

de transportadores de banda.


Ver plano Nº 16.


La potencia instalada en la instalación secundaria, es de 525,50 Kw.




10.5.3 INSTALACIÓN TERCIARIA


Así como en cada una de las instalaciones primaria y secundaria ya

descritas solo se dispone de una línea de producción, la instalación

terciaria dispone de dos líneas independientes.

• Alimentación: el material llega a esta instalación procedente de la

instalación secundaria por medio de transportadores de banda

que descargan a dos silos de almacenamiento una tolva general

que es evacuada por medio de un alimentador de banda.

• Trituración, realizada por medio de cinco molinos de impactos.

• Clasificación, realizada por medio de seis cribas vibrantes que

clasifican los siguientes tamaños: >35, 0-35 mm, 25-35 mm, 12-15

mm, 8-12 mm, 5-8 mm, 2.5-5mm, 0-5 mm, 0-2.5 m y filler.

• Almacenamiento. Para el almacenamiento de los distintos

productos, se dispone de 5 silos para áridos, 4 para arenas, 1 para

los rechazos y 1 para el filler, además de acopios exteriores.

El transporte de material de un equipo a otro, se realiza por medio de

transportadores de banda.





Ver plano Nº 16.


La potencia instalada en la instalación primaria, es de 877,40 Kw.

10.5.4 PLANTA DE LAVADO DE TODO-UNO


Cuyo principal objetivo es el de procesar el todo-uno (0-30 mm) generado

en la instalación primaria. Como primera medida de acción, se ubicará en

las proximidades de la instalación mencionada.

La descripción de la presente instalación no es definitiva y puede estar

sujeta a alguna modificación, ya que actualmente está en fase de estudio

y proyecto.

En cuanto a la capacidad de la planta, se ha diseñado para procesar 250

t/h de 0/30 mm. procedente en un principio de la instalación primaria,

alimentación que se completará mas adelante con el 0/30 mm.

procedente de la planta móvil de cribado de la escombrera.

En esta instalación se realizarán las siguientes operaciones:




• Alimentación: El proceso de fabricación parte de una tolva de

recepción. La evacuación de la misma corre a cargo de un

alimentador de banda que descarga sobre una cinta

transportadora.

• Lavado y clasificación de gravas y gravillas (gruesos): Para el

lavado del material más grueso, se dispondrá de un cilindro

lavador; una vez aplicada una elevada energía de lavado en el

cilindro, el material se evacua del mismo sobre una cinta

transportadora. A través de ésta, accede el material lavado a una

criba que clasifica los siguientes tamaños: 0/5 mm, 5/10 mm y

10/30 mm. Estos dos últimos tamaños, se acopian a continuación

mediante sendas cintas transportadoras.

• Lavado y clasificación de arenas: Las arenas procedentes del

cilindro lavador y de la criba vibrante, son descargadas sobre una

cuba de alimentación, donde se produce el lavado de las mismas

con agua y son evacuadas de la misma mediante un sistema de

bombeo. Para una perfecta clasificación, se realizará un doble

ciclonado.

Por la parte inferior de los hidrociclones se evacuan las arenas a un

escurridor vibrante. Las arenas lavadas se recogen de la canaleta

de salida del escurridor en una cinta transportadora y se acopian

a continuación.




Por la parte superior de los hidrociclones se recogen el material

disuelto y el filler calizo y se introduce en el tanque clarificador

donde se recupera por rebose el agua y por decantación los

materiales mencionados y por medio de una bomba se bombean

a sendos silos de espera.

Cada uno de ellos se evacua mediante grupo de bombeo cada

uno de ellos a un filtro prensa. Las tortas de lodo recuperadas en el

filtro se acopian en lugar destinado a tal efecto.

• Circuito de agua: El agua recuperada en el tanque clarificador se

introduce en un depósito y se reutilizará en los procesos de lavado.

Para ello se dispondrán dos grupos de bombeo, uno de ellos

bombeará el agua al cilindro lavador y criba vibrante y el segundo

a la cuba de alimentación y escurridor vibrante.

Para equilibrar el balance de agua del proceso es necesario el

aporte de agua fresca al mismo. Por ello se introduce agua al

depósito en las cantidades necesarias (± 40 m3/h).

El agua recuperada en el filtro prensa se introduce de nuevo en el

tanque clarificador.


Ver plano Nº 17.





La potencia instalada en la planta de lavado, es de 639,31kW.




10.5.5 PLANTA MOVIL DE CRIBADO DE TODO-UNO

Realizará un cribado inicial del material de la escombrera que permita una

primera selección, diferenciando estériles de material a transportar a la

planta de lavado.

Los equipos que la componen serán básicamente una tolva de

alimentación, un alimentador a la criba y la criba vibrante propiamente

dicha.

10.5.6 HORNO VERTICAL DE CALCINACIÓN


Con el se conseguirá una optimización del recurso al permitir calcinar

tamaños por encima de 20 mm.

El horno se instala para la producción de cal y será capaz de producir 400

t/día de cal 20-90 mm. ó 450 t/día de cal 40-90 mm. Ésta diferencia de

producción dependiendo de la granulometría se explica por la variación

de las presiones existentes en el horno en función de la granulometría

alimentada.

El horno será cargado con el sistema llamado “sándwich”, es decir, por

capas de manera que no se produzca una distribución granulométrica no

uniforme en la sección de las cubas.




Para el normal funcionamiento del horno y teniendo en cuenta que

trabajará con un amplio abanico granulométrico (20-90 mm.) para mayor

aprovechamiento de los productos de la cantera, es necesario cargar el

horno de la manera que se describe; la materia se introducirá por capas a

saber: una capa de 20-30 mm., una de 30-40 mm. y dos capas de 40-90

mm., repitiendo de nuevo el ciclo. Para ello, es necesario separar la

materia prima en las granulometrías descritas.

De la instalación de trituración, clasificación y almacenamiento, partirá

una cinta que descargará a una criba de 3 mallas (20 mm, 30 mm y 40

mm). Posterior a la criba se dispondrá de 4 silos de almacenamiento de 75

m3 cada uno. Los tamaños obtenidos serán por tanto:

<20 mm. originado por el transporte hasta la mencionada

criba, que almacena en uno de los silos y se comercializa

como tal.

20-30 mm., 30-40 mm. y >40 mm, que almacena en los silos

restantes correspondientes.

Cada uno de estos últimos tres silos se evacuará por medio de un

alimentador de banda; cada alimentador, se activa al necesitar el horno

una carga, llevando el material a una segunda criba vibrante que separa

nuevamente el <20 mm. que se haya podido originar en las caídas, y

pasando el material aceptado a una tolva pesadora, que parará el

alimentador correspondiente al detectar que tiene el peso solicitado por

el horno.




El 0-20 separado por esta última criba se recoge por medio de una cinta

transportadora y se acopia a continuación comercializándose como tal.

Una vez pesada la materia prima en la tolva pesadora, ésta pasa a un skip

que la subirá hasta una tolva ubicada en la parte superior del horno. Un

sistema especial de descarga asegura la repartición uniforme de la piedra

en las cubas del horno.

Este tipo de horno de dos cubas es denominado regenerativo de corriente

paralela y trabaja realizando ciclos de aproximadamente 15 minutos. En

cada ciclo se produce la combustión en una de las cubas introduciendo

el/los combustibles por las lanzas de doble conducto diseñadas a tal

efecto. Los gases calientes producto de la combustión se utilizan para

precalentar la piedra introducida en ese ciclo. Si bien la carga de piedra

se realiza una vez en cada ciclo, la descarga del horno se produce de

manera continua, pero sacando la misma cantidad introducida en el

ciclo.

Debido a la utilización de una amplia granulometría las cubas del horno

serán de sección circular y tendrán una sección de 12,6 m2.

El horno dispondrá de un filtro de mangas para retener en él las partículas

sólidas para no ser emitidas al ambiente junto con los gases.

Para la descarga del horno, existirán dos alimentadores vibrantes (uno

para cada cuba) que descargarán el producto en una cinta para su

transporte a la instalación de trituración, clasificación y almacenamiento

de cal existente.




Teniendo en cuenta que el horno funcionará con duplicidad de

combustibles (gas natural y cok de petróleo), se hace necesaria la

instalación de preparación del cok de petróleo, para molerlo a una

granulometría inferior a 90 micras y secarlo hasta una humedad inferior al

1%.

Se dispondrá una tolva para la recepción del cok en granulometría 0-15

mm. El cok se evacuará de la misma por medio alimentador vibrante que

descargan en dos cintas transportadoras que lo depositan en una tolva,

evacuada por medio de una válvula alveolar encargada de alimentar al

molino.

Un separador dinámico clasifica el producto del molino, reincorporando el

>90 micras de nuevo al molino y conduciendo el <90 micras a un biciclón

donde se recoge parte del producto, llegando el resto (tamaños más

finos) a un filtro de mangas. Tanto el biciclón como el filtro de mangas

disponen de válvulas alveolares para su descarga de material y éste, por

medio de dos transportadores helicoidales y de un elevador de

cangilones, accede a un silo de almacenamiento de producto final (cok

<90 micras y humedad <1%).

El transporte del material en éste circuito cerrado se realiza por medio de

un ventilador principal y el ventilador secundario del filtro que mantendrán

que mantendrán el circuito con la depresión deseada. El secado se

garantiza por medio de un generador de gases calientes.

Se realizarán las siguientes regulaciones:




El alveolar que regula en molino adecuará su velocidad de

alimentación en función del consumo en amperios del molino.

El generador de gases se regulará en función de las

temperaturas de consigna que se deseen.

El separado dinámico regulará su velocidad en función de la

granulometría deseada.


Ver plano Nº 18.


La potencia instalada en la planta de lavado, es de 87,56 Kw.

10.6 MANIPULACIÓN DE LOS PRODUCTOS OBTENIDOS.

Una vez obtenidos los productos descritos en el apartado anterior, se

dispone de una pala marca CATERPILLAR modelo CAT 972 G, que

desempeñará las siguientes funciones:

• Carga sobre camiones de los siguientes productos:

o Todo-uno 0-30 mm. ó 10-30 mm.

o Encachado 100-400 mm.

o Balasto 30-100 mm.

o 0-15 mm.

• Realización de stocks de gravas y arenas.




Igualmente se dispone de silos de carga directa de camiones, de los

siguientes productos:

• Arena 0-2,5 mm.

• Arena 2,5-5 mm.

• Arena 0-5 mm.

• Grava 5-8 mm.

• Grava 8-12 mm.

• Grava 12-25 mm.

• Grava 25-35 mm.

• > 35 mm.

• Zahorra Z1.

• Todo-uno limpio.

• Filler calizo.

10.7 EQUIPOS AUXILIARES E INFRAESTRUCTURAS

Las operaciones descritas exigen unos equipos auxiliares. Son:

• Retro-excavadora marca Caterpillar modelo 325-ME, incluido

martillo hidráulico. Esta máquina tendrá las siguientes misiones:

o Rotura de bolos

o Ubicación correcta de las tierras para la restauración.

o Ejecución de pistas y accesos.

o Saneo de frentes.

• Pala mixta marca Caterpillar modelo 428 C, que realizará las

labores de limpieza de instalaciones, apertura y relleno de

zanjas frentes, labores auxiliares en voladuras, etc.




• Dos transformadores de 1.250 y 500 KVA. debidamente

autorizados. Su misión será la de suministrar la energía eléctrica

en baja tensión a las instalaciones de trituración y

clasificación, así como a los servicios que sean necesarios.

• Dos vehículos todo-terreno para servicios auxiliares y transporte

del personal.

• Dos depósitos de 40.000 litros cada uno para el

almacenamiento de gasóleo B que abastece a la maquinaria

móvil y otos dos de gasóleo A de 4.000 litros cada uno.

• 3 minipolvorines debidamente autorizados con una

capacidad de almacenamiento, dos para 50 Kg de explosivo

y otro para 500 detonadores.

• Nave para el mantenimiento de la maquinaria móvil de

dimensiones 20 x 11 metros 9,7 metros de altura, equipada con

puente grúa de 5 toneladas.

• Instalación integral de lavado de ruedas para camiones, que

garantiza la limpieza del trayecto de salida de la explotación

minera: esta instalación consta principalmente de una planta

de lavado de ruedas basándose en depósito de 0,32 m3 de

abastecimiento y equipo lavaruedas con caudal de 1,6 m3

por camión y una capacidad de 30 camiones/hora.

Así mismo consta de un filtro prensa con objeto de reutilizar el

agua y eliminar los sólidos procedentes del lavado.

Las dimensiones de la planta de lavado de ruedas son de 18 x

3,5 metros y la altura es de 1,5 metros y las del filtro prensa son

de 3 x 3 metros y 10,5 metros de altura.




• Dos balsas de decantación de 655 m3 y 100 m3 para la

recogida de las aguas de escorrentía que discurren por la

explotación minera, impidiendo el aumento de sólidos en la

regata anexa.

• Báscula para el pesaje de camiones.

10.8 PERSONAL

En la actualidad en Cantera de Alzo, S.A., con la maquinaria y equipo

existente, y estando el trabajo organizado a base de 2 relevos/5

días/semana y sábado 1 relevo, el personal directo existente es de 28

personas en total.

o Director facultativo: ....................................1 persona

o Encargado:...................................................2 personas

o Mantenimiento mecánico:........................1 persona

o Mantenimiento eléctrico:...........................1 persona

o Perforista:.......................................................2 personas

o Palas: .............................................................4 personas

o Retro-excavadora: ......................................1 persona

o Volquetes: ....................................................6 personas

o Báscula:.........................................................1 persona

o Trituración primaria cantera: .....................2 persona

o Trituración secundaria cantera:................2 personas

o Trituración terciaria cantera: .....................2 personas

o Manipulación interna:.................................3 personas

TOTAL 28 personas




En el mismo emplazamiento, y utilizando la materia prima fabricada en

cantera existen otras cuatro empresas del mismo grupo:

CALERA DE ALZO, S.L.

Con tres hornos de doble cuba de calcinación mediante gas natural,

planta de hidratación, instalaciones de tratamiento de cal y expedición.

22 personas en plantilla.

CALHIDRO, S.L.

Planta de fabricación de morteros con 7 trabajadores.

CANTERAS DE TOLOSA, S.A.

Planta de hormigón y comercialización de áridos con 4 personas.

TRANSCAL.

Transporte de calcinados con 2 personas.

En la misma ubicación de estas empresas están las oficinas centrales de

CALCINOR, S.A. que prestan sus servicios a esas y otras empresas del

Grupo con 60 trabajadores.

Dada la necesidad de mantenimiento de todas las instalaciones y gran

cantidad de transporte que se genera estimamos que existen mas de 75

trabajadores de otras empresas que trabajan diariamente en este centro.




Además los productos fabricados tienen una importancia clave para el

funcionamiento de la Siderurgia y Construcción.

10.9 AFECCIONES MEDIO-AMBIENTALES: DOTACIONES PREVENTIVAS.

La calidad ambiental, es un punto importante a tener en cuenta en

cualquier tipo de actividad que pueda ser susceptible de crear un

impacto sobre un área determinada.

Es importante determinar en cada caso que tipo de contaminante se

incorpora a la atmósfera y la fuente que lo produce, para determinar su

control preventivo y las actuaciones necesarias a su minimización.

En éste apartado se describen por tanto, las afecciones

medioambientales que pudieran ser originadas por la actividad de la

cantera.

Los elementos del medio que pueden verse más afectados por estas

alteraciones temporales serían la atmósfera y las aguas. Las fuentes que

será necesario controlar son el polvo, el barro, el ruido, y los efluentes

líquidos. Y las medidas previstas en la fase de diseño, a expensas todavía

de lo que diga el Estudio de Impacto Ambiental (EIA), son las siguientes:

A. Medidas contra el polvo

El polvo es la fuente de contaminación del aire más importante en las

explotaciones a cielo abierto, y es debida a la presencia de partículas

en suspensión.




Las medidas de lucha contra el polvo se concretan en:

• Los equipos de perforación estarán dotados de captadores de

polvo.

• Las instalaciones de trituración, clasificación y almacenamiento

disponen de sistema de lucha contra el polvo, basado en la

pulverización de una pequeña cantidad de agua mezclada

con un aditivo. La pulverización se realiza mediante una red de

tuberías y un conjunto de boquillas atomizadoras situadas en los

puntos donde la experiencia indica un foco potencial de

producción de polvo.

• Parte de la instalación secundaria y la instalación terciaria se

encuentran en el interior de nave al efecto.

• Los áridos se almacenan en silos metálicos, aislados por tanto

de la acción de los agentes atmosféricos.

• Los acopios de arenas están aislados de la acción de los

agentes atmosféricos por una cubierta.

• La plaza, pistas de transporte y las zonas de acarreo de las

palas se regarán periódicamente con una cisterna de riego

dotada de una pequeña bomba y difusores.

En cualquier caso, se dará cumplimiento a la legislación minera sobre

polvo (I.T.C. 07.1.04).




B. Medidas contra el barro

En lo referente al barro, además de ser una fuente potencial de polvo,

con la salida de los vehículos de la explotación a la red viaria, se

produce un ensuciamiento de ésta. La medida que se lleva a cabo es la

de retirar periódicamente el material acumulado en todas las zonas que

se transiten dentro de la explotación.

Como se ha indicado en el apartado 11.7, se ha construido una

instalación integral de lavado de ruedas para camiones, que garantiza

la limpieza del trayecto de salida de la explotación minera.

Además de regar la carretera de acceso mediante camión de riego a

presión, destinado a tal fin.

C. Medidas contra el ruido

El ruido de la maquinaria en funcionamiento es perfectamente

admisible con el mantenimiento regular de la misma, ya que así se

eliminan los ruidos procedentes de elementos desajustados o muy

desgastados.

La perforación de los barrenos con el martillo en el fondo de los mismos,

ayuda en la eliminación de esta fuente sonora.

En el caso del inevitable ruido de las voladuras, se actuará cubriendo el

cordón detonante utilizado.




Por otra parte, el trabajo se ha organizado de forma que no haya

actividad en horas nocturnas.

En cualquier caso se dará cumplimiento al R.D. 1316/1989 sobre ruidos.

D. Medidas contra los efluentes líquidos

• Como se ha indicado en al apartado 11.7, se han construido

dos balsas de decantación para la recogida de las aguas de

escorrentía que discurren por la explotación minera,

impidiendo el aumento de sólidos en la regata anexa, de

acuerdo al dispuesto en la D.I.A.

• Lavado de maquinaria en lugar preparado al efecto.

• Existencia de una fosa séptica para las aguas provenientes de

los servicios del personal.

• Se viene prestando especial cuidado a los cambios de aceite

de la maquinaria dentro de la cantera, procediéndose a su

recogida y traslado a lugar adecuado por gestor autorizado.

E. Conservación del suelo

Retirada a acopio, para su utilización en labores de restauración, de la

tierra vegetal que aparezca y otros horizontes superficiales del suelo a

ocupar por la explotación.




10.10 ESTUDIO PARA EL CONTROL DE LAS VIBRACIONES PRODUCIDAS POR

VOLADURAS.

En el presente apartado, se hace un estudio para el control de las

vibraciones producidas por las voladuras transmitidas por el terreno y sus

posibles afecciones a estructuras próximas, de acuerdo a lo dispuesto en

la ITC MIE SM 10.3.01.

La onda de presión originada por la detonación del explosivo, se transmite

en el terreno alcanzando las estructuras cimentadas sobre él a las que

transmite un movimiento vibratorio.

Tomando como punto de partida, el centro del perímetro de explotación

aproximadamente, se observa que las edificaciones más próximas a la

explotación son:

• Caserío Lizarrola .....................................................1.450 metros

• Caserío Aristizabal..................................................1.600 metros

Ver plano Nº 19.

Utilizando lo dispuesto en la Norma UNE 22-381-93, a efectos de la

aplicación del criterio de prevención de daños, se adjunta la clasificación

de estructuras para las dos edificaciones indicadas:

Caserío Macizo rocoso Fr Estructura

Grupo Fe

Lizarrola Medio 1 II 1

Aristizábal Medio 1 II 1




De acuerdo al dispuesto en el apartado 11.3.2, la carga máxima

instantánea más desfavorables, corresponderá a la salida de la voladura

(2 detonadores con idéntico micro-retardo), y será de 206,80 Kg

Con los datos aportados, se procede a calcular la carga corregida para

cada caserío, según la fórmula:

siendo: Fr = 1 Fe = 1

Por tanto, tenderemos que:

Qc = 1 x 1 x 206,80 = 206,80 kg.

Aunque la distancia al caserío más próximo es de 1.450 metros y dado que

esta tabla solamente permite la representación de valores por debajo de

1.000 metros de distancia, se ha tomado ésta para la representación de

éstos valores en la misma.

Obtenemos que, para los todos los caseríos, los valores se sitúan por

debajo de la recta A; por ello se considera descartable cualquier

incidencia por vibraciones en estas estructuras.

Qc = Fr x Fe x Q




DISTANCIA ( m)1.00010010

10.000,00

1.000,00

100,00

10,00

1,00

0,10

0,01




11. ESTUDIO ECONÓMICO

El presente estudio se realiza para el cálculo del coste de la tonelada de

la perforación y voladura, carga y transporte y trituración y clasificación.

Para la realización de estudio económico del presente proyecto, se han

tenido en cuenta los equipos mineros propios de los que se dispone, ya

descritos en apartados anteriores.

Los costes horarios de los equipos que se van a calcular, se obtendrán

como suma del coste de la propiedad o disponibilidad de la máquina

aunque no trabaje y el coste de operación y funcionamiento.

Partimos de unos valores de maquinaria con las amortizaciones que ya

se han realizado en este momento entendiendo la amortización como

la disminución en el valor de la propiedad debido al uso, al deterioro,

etc.

11.1 PREVISIÓN DE COSTES

11.1.1 MAQUINARIA MINERA

En el cuadro adjunto se reflejan los costes horarios de propiedad y de

operación de la maquinaria minera existente para llevar a cabo la

explotación. Estos cálculos se han realizado al costo actual de las

maquinarias ya que no son de reciente adquisición y llevan cierto

tiempo utilizándose.




TIPO RETROMARCA ATLAS COPCO HYTRACK CATERPILLAR

MODELO ROCF6+COMP 202+COMPR. CAT 988 G CAT 988 F CAT 972 G CAT 325 ME CAT 775 D CAT 775 D CAT 775 B CAT 769 C

Potencia (kW) 170 36 388 400 205 168 517 517 485 336

Precios (€) 240.000,00 € 35.000,00 € 390.000,00 € 375.000,00 € 195.000,00 € 150.000,00 € 410.000,00 € 390.000,00 € 380.000,00 € 114.000,00 €

Valor neumáticos (€) 19.800,00 € 19.200,00 € 14.400,00 € 32.450,00 € 32.450,00 € 32.450,00 € 27.000,00 €

Valor residual (€) 48.000,00 € 7.000,00 € 78.000,00 € 75.000,00 € 39.000,00 € 30.000,00 € 82.000,00 € 78.000,00 € 76.000,00 € 22.800,00 €

Valor amortizar (€) 192.000,00 € 28.000,00 € 292.200,00 € 280.800,00 € 141.600,00 € 120.000,00 € 295.550,00 € 279.550,00 € 271.550,00 € 64.200,00 €

Vida máquina (h) 20.000 20.000 20.000 20.000 25.000 25.000 30.000 30.000 30.000 30.000

Amortización 9,60 € 1,40 € 14,61 € 14,04 € 5,66 € 4,80 € 9,85 € 9,32 € 9,05 € 2,14 €

Seguros y otros 4,31 € 0,63 € 5,90 € 5,67 € 2,29 € 1,87 € 2,03 € 1,92 € 1,87 € 0,44 €

Coste propiedad 13,91 € 2,03 € 20,51 € 19,71 € 7,95 € 6,67 € 11,88 € 11,24 € 10,92 € 2,58 €

Gasóleo 1,38 € 1,06 € 17,69 € 18,24 € 9,35 € 5,30 € 9,43 € 8,77 € 9,10 € 14,06 €

Lubricantes 0,21 € 0,16 € 2,65 € 2,74 € 1,40 € 1,06 € 1,13 € 1,05 € 1,09 € 1,69 €

Reparaciones 0,39 € 1,63 € 3,09 € 7,95 € 2,50 € 11,94 € 27,22 € 23,38 € 8,34 € 14,84 €

Neumáticos 3,96 € 3,84 € 2,88 € 12,98 € 12,98 € 12,98 € 10,80 €

Accesorios perf. 15,39 € 5,78 €

Coste operación 17,37 € 8,63 € 27,40 € 32,77 € 16,13 € 18,30 € 50,76 € 46,18 € 31,51 € 41,39 €

TOTAL COSTE HORA 31,28 € 10,66 € 47,91 € 52,48 € 24,08 € 24,97 € 62,64 € 57,42 € 42,43 € 43,97 €

CATERPILLAR CATERPILLAR

COSTE PROPIEDAD (€/h)

COSTE OPERACIÓN (€/h)

COSTE HORARIO DE MÁQUINARIA (Euros)PERFORADORAS PALAS CARGADORA VOLQUETES




Teniendo en cuenta las horas de trabajo anuales, se produce un gasto

anual de 682.689,64 €. Es estimativo añadir un 10 % a este gasto, en

concepto de elementos y maquinaria auxiliar.

Por lo tanto llegamos a las siguientes cifras:

• Gasto total anual en maquinaria......................... 750.958,60 €

• Coste unitario por máquina: ................................. 0,48 €/t.

11.1.2 PERSONAL

El coste empresa para cada una de las categorías de personal

consideradas, en €/año, se refleja en el siguiente cuadro.

Por lo tanto nuestro costo anual por tonelada es de 0,65 €/t.

COSTE ANUAL COSTE ANUAL TOTAL[€] [€]

Indirectos Propios 47.000 7 329.000,00 €

Preparación cantera 54.000 1 54.000,00 €

Perforación y voladura 43.000 2 86.000,00 €

Carga y transporte 49.750 12 597.000,00 €

Planta beneficio 45.833 6 275.000,00 €

28 1.012.000,00 €

COSTE ANUAL PERSONAL

CATEGORÍA Nº

TOTALES




11.1.3 EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS

A continuación se calcula en el cuadro adjunto, el costo de explosivo

anual partiendo del consumo de explosivo por barreno que indicamos

en su apartado correspondiente:

Según los cálculos realizados en el apartado 11.3.2, tendremos que

realizar 1.440 barrenos anualmente.

Por lo tanto llegamos a las siguientes cifras:

• Gasto total anual en explosivo............................. 160.732.,80 €

• Costo por tonelada................................................ 0,10 €/t.

11.1.4 PLANTA DE BENEFICIO.

A continuación se indican las partidas de las instalaciones de trituración

y clasificación que anualmente se amortizan. La amortización de éstas

instalaciones se suele realizar durante un periodo de 20 años.

COSTE POR BARRENO[€/barreno]

Carga de columna NAGOLITA A GRANEL 88,4 66,30 €

Carga de fondo GOMA 2 ECO 15 36,00 €

Cordón detonante 20 gr/metro 23,4 8,42 €

Detonadores INSENSIBLES 1 0,90 €

111,62 €TOTALES

COSTE ANUAL EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS

TIPO Uds/barreno




La amortización anual es la siguiente:

• Construcciones........................................................ 39.670,00 €

• Instalaciones técnicas............................................ 758.218,00 €

• Maquinaria............................................................... 321.779,00 €

• Otras instalaciones (desempolvado) .................. 28.930,00 €

• Elementos de transporte........................................ 2.643,00 €

• Otro inmovilizado .................................................... 4.615,00 €

TOTAL ...................... 1.155.855,00 €

Por lo tanto amortizaremos anualmente 1.155.855,00 €.

El costo de operación anual de la planta de beneficio será:

• Amortización anual ................................................ 0,74 €

• Energía eléctrica..................................................... 0,11€

• Mantenimiento y desgastes .................................. 0,04 €

TOTAL ...................... 0,89 €

11.1.5 RESUMEN DE COSTES

MAQUINARIA MINERA 750.958,60 € 0,48 €PERSONAL 1.012.000,00 € 0,65 €EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS 160.732,80 € 0,10 €PLANTA DE BENEFICIO 1.388.400,00 € 0,89 €GASTOS GENERALES 662.418,28 € 0,42 €

TOTALES 3.974.509,68 € 2,54 €

RESUMEN DE COSTOS (1.560,000 t)

CONCEPTO €/AÑO €/t




Como conclusión, puede decirse que el costo de la caliza que se

arranque en la explotación minera objeto del presente estudio,

preparada para calcinación o para su comercialización como tal

cargada sobre camión a pié de cantera, es de 2,54 €/t.

Este coste se ve incrementado por los indirectos generales (0,9 €/t), que

provienen de los servicios prestados del Grupo Calcinor, dando un

resultado de 2,63 €/t.

Altzo, Octubre de 2.003

Iñigo Otazua Font INGENIERO DE MINAS

Colegiado Nº 351 del Norte

Nahia Iturraran Santiso INGENIERO TÉCNICO DE MINAS Colegiado Nº 1.408 de Bilbao

explotación para la solicitud de prórroga de la · pdf file10.3.2 voladura ......

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