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METODOLOGÍA GENERAL PARA LA EJECUCIÓN DE PIQUES VERTICALES EN TERRENOS ALTAMENTE DEFORMADOS Enrique Castells - Director Gerente Consorcio de Tecnología Minera y Obra Civil S.A. (ITEM) 1. INTRODUCCIÓN Desde la antigüedad, el hombre viene explotando los recursos minerales que la naturaleza le ofrece. Generalmente, la metodología más barata consiste en la explotación desde superficie de los afloramientos de mineral con el sistema conocido por cielo abierto. Otras veces, la disposición de la capa o del filón de mineral obliga a su explotación subterránea. Mientras el mineral no se encuentre a excesiva profundidad, el método de extracción de mineral más habitual es por ejecución de rampas, galerías y túneles que permitan el acceso hasta la zona de minado. Hay momentos en que esta distancia se hace excesiva debido a la profundidad a la que empieza a encontrarse el mineral. Esto se acentúa aun más cuando los sondeos diamantinos que se efectúan desde dentro de las explotaciones acceden a nuevas zonas aun más profundas en las cuales el mineral está presente. Llegado este momento, uno se ve obligado a replantear el sistema de extracción. La alternativa más usual es emplear un sistema de pique vertical que permite el acceso de los operarios a las zonas más profundas de un modo más rentable y rápido, extrayendo el mineral por izado de vagones o skip, bien hasta superficie, bien hasta niveles intermedios. Por ello es frecuente que ciertas minas, a medida que transcurren los años y ven que sus reservas minerales van quedando cada vez más profundas, se replanteen la sustitución de su sistema de extracción habitual por el de izado por piques. 1

Ejecución de piques verticales

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METODOLOGÍA GENERAL PARA LA EJECUCIÓN DE PIQUES VERTICALES EN TERRENOS ALTAMENTE DEFORMADOS

Enrique Castells - Director Gerente

Consorcio de Tecnología Minera y Obra Civil S.A. (ITEM)

1. INTRODUCCIÓN Desde la antigüedad, el hombre viene explotando los recursos minerales que la

naturaleza le ofrece. Generalmente, la metodología más barata consiste en la

explotación desde superficie de los afloramientos de mineral con el sistema

conocido por cielo abierto.

Otras veces, la disposición de la capa o del filón de mineral obliga a su

explotación subterránea. Mientras el mineral no se encuentre a excesiva

profundidad, el método de extracción de mineral más habitual es por ejecución

de rampas, galerías y túneles que permitan el acceso hasta la zona de minado.

Hay momentos en que esta distancia se hace excesiva debido a la profundidad

a la que empieza a encontrarse el mineral. Esto se acentúa aun más cuando

los sondeos diamantinos que se efectúan desde dentro de las explotaciones

acceden a nuevas zonas aun más profundas en las cuales el mineral está

presente. Llegado este momento, uno se ve obligado a replantear el sistema de

extracción. La alternativa más usual es emplear un sistema de pique vertical

que permite el acceso de los operarios a las zonas más profundas de un modo

más rentable y rápido, extrayendo el mineral por izado de vagones o skip, bien

hasta superficie, bien hasta niveles intermedios.

Por ello es frecuente que ciertas minas, a medida que transcurren los años y

ven que sus reservas minerales van quedando cada vez más profundas, se

replanteen la sustitución de su sistema de extracción habitual por el de izado

por piques.

1

También cabe comentar que las técnicas actuales de exploración mediante

sondeos diamantinos que alcanzan grandes distancias permiten cubicar las

reservas existentes más profundas y con mayor exactitud, pudiéndose por

tanto planificar la mina con más rigor y decidir de antemano qué tipo de

equipamiento va a ser el más adecuado para la extracción del mineral durante

toda la vida de la mina.

Esto es lo que sucedió en el caso de la Hullera Vasco Leonesa, de la que se

habla en este trabajo, en la cual el mineral, investigado con los sondeos de

exploración, se encuentra a tal profundidad que obliga al empleo de dos

nuevos piques verticales.

La S.A. Hullera Vasco-Leonesa, empresa íntegramente privada, explota una mina

de carbón desde hace más de 100 años en el norte de España, en la provincia de

León. En la última década se ha dedicado a preparar una nueva mina, vista la

cercanía del agotamiento de las anteriores. Este proyecto, el mayor de Europa de

esta naturaleza, supone una inversión total cercana a los 50.000 millones de PTA

(300 millones de euros).

La primera parte del proyecto consistió en la ejecución de dos piques verticales, y

simultáneamente con esta obra, se realizó un conjunto de unos 2700 m de

galerías y planos inclinados, correspondientes a la primera fase de preparación.

Estos 2 piques tienen 6,5 m de diámetro útil y 664 y 694 m de profundidad.

Como peculiaridad, cabe citar la baja calidad geotécnica de los terrenos

atravesados durante la excavación de ambos.

El pique Aurelio del Valle dispone de una torre de extracción de 51,2 m de

altura, dotada con polea Koepe y máquina de extracción situada dentro de ella.

La profundidad del pique es de 664 m, arranca en superficie de la cota 1.166

m.s.n.m. y tiene 3 embarques en las cotas 976, 737 y 553 m.s.n.m, desde los

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cuales se accede a los diferentes niveles de la explotación. Su realización

comenzó el 14 de noviembre de 1991 y finalizó en mayo de 1994. La misión del

mismo es la de entrada de aire limpio de ventilación, entrada y extracción de

personal y vagones de materiales, y trasvase de mineral mediante skip entre el

nivel inferior (P553 m.s.n.m.) hasta un nivel intermedio (P976 m.s.n.m.), situado

a 190 m de profundidad, y desde donde el mineral es vertido a una tolva que

descarga sobre una cinta transportadora que lo lleva hasta el lavadero.

En la Figura 1, que aparece a continuación, se puede observar una sección del

pique Santa Lucía, hoy llamado pique Aurelio del Valle, con la disposición

inicialmente prevista de carga y descarga del skip.

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El pique Emilio del Valle emplea un castillete de 32 m de altura, con máquina

de extracción situada en el nivel de suelo y polea Koepe. Tiene una

profundidad de 694 m, arranca de la cota 1.280 m.s.n.m., y tiene 4 embarques,

situados a las cotas 978, 868, 741 y 615 m.s.n.m. Su misión es la de permitir el

transporte de personal y materiales a los diferentes niveles de explotación, así

como la extracción del aire viciado de la mina mediante un sistema de

ventiladores aspirantes. Se comenzó a ejecutar el 17 de diciembre de 1991 y

se finalizó en mayo de 1.994.

En la Figura 2 siguiente se puede ver de un modo sinóptico la extracción de

mineral por uno de los piques con el skip.

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A continuación, en la Figura 3 se puede ver un breve esquema de los piques y

unas secciones con la disposición de la jaula y del skip, tuberías, escaleras y

demás elementos auxiliares.

La segunda parte del proyecto consistió en la ejecución de más de 17.000 m de

galerías y obras de infraestructura de diversa índole. Se calcula que al final de la

vida de la mina el desarrollo total de labores será de unos 80.000 m de labores.

Hay que comentar que las galerías se encuentran a profundidades comprendidas

entre 200 m y 900 m, con secciones útiles de 9 a 25 m², excepto en las

bifurcaciones donde llega a ser superior a los 50 m². En total hay realizadas hasta

la fecha 71 bifurcaciones de galerías con ángulos variables entre 30º y 150º; 9

pocillos verticales de sección circular, de diámetro útil variable entre 2,5 y 7,5 m y

entre 5 y 27 m de longitud respectivamente. También hay un plano inclinado de

14º, que al final de las obras tendrá 2.950 m de longitud y 15 m² de sección útil.

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2. PARÁMETROS INICIALES Primero se procedió a realizar una campaña de exploración para evaluar las

reservas del yacimiento. Para ello se efectuaron unos 57.000 m de sondeos,

varios de ellos con profundidades próximas a los 1000 m. A continuación se

interpretaron los mismos y se hizo un estudio geológico detallado y un modelo

del yacimiento con las zonas susceptibles de ser explotadas.

El yacimiento, como se puede ver en la Figura 4, consta de 2 zonas

perfectamente diferenciadas, que son dos sinclinales de alta complejidad

denominados Llombera y Matallana. El total de reservas de mineral es de: 14,8

Mt muy probables, 75,7 Mt son probables, 55,7 Mt son posibles y 61,5 Mt son

hipotéticas. La producción permitida es de 2,5 Mt/año.

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Una vez definido el yacimiento, se procedieron a estudiar los diferentes

sistemas de extracción posibles, analizando sus ventajas, inconvenientes y

posibles inversiones. Finalmente se decidió que unos de los sinclinales, el de

Llombera, podía ser explotado con una producción de 3000 t/día, extrayendo el

carbón con cintas transportadoras por un plano inclinado de 14º de pendiente.

En cuanto al personal y materiales, iban a ser introducidos y extraídos por jaula

a través de un pique vertical.

El otro sinclinal, el de Matallana, debería dar 5.500 t/día y el mineral será

transportado con vagones o con cintas transportadoras (según la zona) hasta

una tolva de acopio, la cual descargará sobre un skip que transportará el

mineral hasta otro nivel superior.

Con estos parámetros se comenzó a diseñar la mina y a buscar la ubicación

más adecuada para los piques verticales y resto de infraestructuras.

Para confirmar que la posición de ubicación asignada a los piques era la

idónea, se procedió a perforar un sondeo vertical según el eje del pique y de su

misma longitud, de modo que así se pudiera saber con más exactitud los

terrenos que se iban a atravesar, acuíferos, fallas, etc.

La metodología seguida para diseñar el sostenimiento de los piques verticales

fue, por tanto, la siguiente:

1. Establecer el modelo geológico del yacimiento y de la roca de caja que

puede tener influencia en las obras por ejecutar:

a. Realizar sondeos.

b. Realizar mapa geológico.

c. Determinar las características geológicas.

2. Realizar el modelo geomecánico de la zona influyente:

a. Ensayos sobre los testigos extraídos.

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b. Establecer las propiedades geomecánicas de los diferentes litotipos y

de las discontinuidades.

c. Establecer los criterios de rotura de rocas.

d. Medición de las tensiones naturales del macizo rocoso.

3. Caracterizar el macizo rocoso.

4. Diseño inicial de la obra.

5. Diseño inicial del sostenimiento y del modelo matemático.

6. Análisis de los problemas que se pueden presentar.

7. Rediseñar la obra.

8. Puesta en marcha de la obra:

a. Establecimiento de criterios iniciales.

b. Organización del seguimiento y control de la obra.

c. Selección y adquisición de la instrumentación de control.

d. Determinación de las campañas de auscultación y medición.

e. Establecimiento de un control de calidad de ejecución de obra y de

materiales empleados.

Con ayuda de este sondeo inicial, se determinó que uno de los piques no

estaba en la posición más adecuada, por lo cual se procedió a desplazar su eje

del inicialmente previsto. También se obtuvieron importantes datos sobre los

terrenos por atravesar, de los cuales cabe destacar que el terreno iba a estar

formado en su mayor parte por lutitas blandas y areniscas, con algún nivel de

carbón y que, en el caso del pique Aurelio del Valle, se atravesaría un tramo de

conglomerados. Se determinó también que este pique iba a atravesar una falla

importante a los 215 m de profundidad (en contacto con la cual había 6 m de

carbón sucio) y otra a los 365 m (acompañada de 7 m de carbón plegado y

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arrastrado). Algo similar se determinó para el otro pique. En cuanto al

buzamiento de los terrenos estaba comprendido entre 30º y 80º. Respecto de

las tensiones horizontales a las que iba a estar sometida la excavación, éstas

eran entre 1 y 1,7 veces superiores a las verticales.

Por último se determinó que, empleando la clasificación de Bieniawski, los

terrenos atravesados iban a ser en 228 m de longitud entre muy malos y malos

con RMR menor que 20, en 127 m de longitud malos con RMR entre 20 y 40,

en 119 m medios con RMR entre 40 y 60 y en unos 151 m de longitud el RMR

estaba en un rango comprendido entre roca mala y media.

Los piques tienen las siguientes zonas bien definidas y determinadas: brocal

(boca del pozo), antepozo, pozo y embarques.

3. BROCAL Se trata del inicio o primer tramo de excavación del pozo. En el caso del pique

Aurelio del Valle, la longitud del brocal es de 3,5 m; en el caso del pique Emilio

del Valle, es de 8,2 m, ya que una gran parte del él va a alojar un canal de

ventilación de 4,5 m x 4,5 m de sección, puesto que este pique va a ser

empleado para extracción del aire viciado de la mina.

Paralelamente al brocal, se efectuaron las excavaciones y labores de concreto

de las fundaciones de la torre de extracción.

La secuencia de ejecución del brocal fue la siguiente:

1. Excavación con martillo picador hidráulico del terreno y empleo de una

rampa con camión para la evacuación de escombros.

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2. En el caso del pique Emilio del Valle, en el cual el brocal tenía de 8,2 m de

longitud, se recurrió al empleo de explosivos, con perforación y voladura de

1,2 m de longitud por disparo.

3. Colocación de concreto pobre H-100 en la solera y colocación de los

encofrados.

4. Colocación de las armaduras y posterior vertido de concreto definitivo H-

250 (52.505 kg de armadura y 199 m3 de concreto en el caso del pique

Emilio del Valle).

5. Concreto pobre H-100 en los huecos entre el terreno y el concreto definitivo

(750 m3).

6. Sellado de juntas con masilla tixotrópica y betún.

7. Relleno de huecos con escombro compactado.

4. ANTEPOZO Es el tramo de excavación siguiente al brocal. Su longitud es de 38 m en el

pique Aurelio y de 37 en el pique Emilio. El sostenimiento es diferente al del

resto del pique, ya que los terrenos de este tramo estaban más meteorizados.

Para profundizar este tramo se emplearon grúas y excavadoras.

La secuencia de ejecución fue:

1. Perforación con ayuda de un jumbo vertical de cuatro brazos. La longitud

de los barrenos fue de 1,6 a 2,4 m. Todos los taladros eran paralelos,

excepto en el cuele y el contracuele en los cuales estaban dispuestos en

cuña.

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2. Carga de explosivo, empleándose para ello dinamita y explosivo específico

de recorte (cordón detonante de 12 g/m) en los barrenos perimetrales.

3. Evacuación del escombro con un pólipo de 300 l de capacidad que

descargaba sobre 2 cubas de 1,8 m3 cada una. Extracción de las mismas

con ayuda de una grúa de 100 t. Cuando la profundidad fue mayor, se

empezó a emplear en su lugar un cabrestante.

4. Sostenimiento en dos fases:

En una primera fase, de sostenimiento provisional, se puso éste en cada

pase avanzado. La colocación de este sostenimiento provisional

inmediatamente a continuación del desescombro tuvo entre 1,6 a 2,2 m de

longitud y consistió en:

�� Empernado.

�� Sellado de 5 a 10 cm de hormigón proyectado.

�� Colocación de hojas de plástico de drenaje (938 m2).

�� Malla de 150 x 150 x 8 mm (926 m2).

�� Colocación de chapas Bernold de 2,3 m, con un sistema específico de

colocación, niveladas al fondo con maderas y rellenando el espacio

comprendido entre la chapa y el terreno con hormigón vertido (mínimo

10 cm de espesor) y posterior recubrimiento de las chapas Bernold con

5 cm de hormigón proyectado.

En una segunda fase, ejecutada una vez acabada la excavación de todo el

antepozo, se colocaron 30 cm de hormigón bombeado. Para ello se

pusieron primero las armaduras con una relación de 80 kg/m2 y luego, con

ayuda de un encofrado deslizante ascendente, guiado por un sistema de

control de verticalidad, se vertió concreto con un superfluidificante, de modo

que se podían hacer hasta 7 m/día. El hormigón era vibrado para garantizar

un buen compactado del mismo.

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5. POZO Una vez acabado el antepozo, se procedió a emplear la torre de extracción

para ayudar a la profundización. Para ello se instaló una novedosa plataforma

de poleas suspendida de ella. En la representación de la Figura 5 se muestra

dicha plataforma y su modo de trabajo. Con este sistema se podrían alcanzar

rendimientos superiores a 100 m /mes; pero ello no fue posible por la baja

calidad geotécnica de los terrenos atravesados, que incrementaron las

necesidades de sostenimiento y obligaron a limitar la longitud de disparo. No

obstante, el avance medio fue de 55 m/mes con revestimiento acabado.

Entre la maquinaria y medios empleados, cabe citar los siguientes:

- Instalación de máquina de extracción de 1.000 kW y cable plano, así

como de otra auxiliar de emergencia de 50 kW con capacidad de 10 t.

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- Dos cubas de 4 m3 para escombro y personal. En el exterior se colocó

un sistema de basculado de cubas sobre una tolva, la cual descargaba

sobre los camiones que se encargaban de trasladar el escombro hasta

vertedero.

- Tres cubas de 2,5 m3 para hormigón y descarga inferior.

- Un sistema de cierre del brocal con 2 portones para evitar la caída de

objetos dentro del pique.

- Un circuito de TV.

- Una plataforma móvil de 18m de altura, 67 t de peso y 4 pisos, que

permite el paso a través de ella de las cubas gracias a unas

compuertas auxiliares accionadas por cilindros hidráulicos. Esta

plataforma disponía de los siguientes elementos:

- Piso inferior del cual suspende un mecanismo giratorio del pólipo.

- Piso 2º con 4 polipastos para desplazar el encofrado empleado para

colocar el concreto en los anillos del pique.

- Piso 3º con bomba de desagüe, estación hidráulica y autómatas de

gobierno del pólipo de desescombrado. Ahí también se encuentran

situados los deflectores de las tuberías de hormigonado.

- Piso 4º o superior con 2 portones hidráulicos, el cual está soportado

por 8 poleas y sus cables que soportan la plataforma y que sirven de

guía para las cubas de desescombrado.

- Comunicación por geófono y equipos de señal acústica y luminosa.

- Láser con control automático de verticalidad y 3 plomadas auxiliares

(centro y 2 puntos del eje).

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- Pólipo de 800 l y 8 segmentos.

- Jumbo de 3 brazos vertical Tamrock.

- Planta de concreto de 40 m3/h.

- Ventiladores de 75 kW y 800 m3/min, con colocación de tubería de

ventilación aspirante reforzada en toda la longitud del pique.

- Desagüe en cascada de 500 l/min y 210 m altura manométrica mínima.

- Gunitadoras, carro con DTH de 90 mm, et.

En lo que respecta a la secuencia de trabajo, ésta era la siguiente:

1. Perforación de 85 a 110 barrenos de una longitud de 1 m a 4,4 m y 48 mm

de diámetro, con una densidad de perforación de 2m/m3.

2. Soplado de barrenos, carga de explosivo y disparo, con un consumo

específico de explosivo de 0,85 a 1,30 kg/m3.

3. Evacuación del escombro arrancado por el disparo, con ayuda de las 2

cubas y de un pólipo suspendido del piso de la plataforma. Esta plataforma

se encontraba situada generalmente a unos 30 m del fondo.

4. Sostenimiento primario, correspondiente al anillo disparado, y consistente

en: - bulones de 2 a 4 m de longitud, y 250 kN de resistencia, con una

densidad de bulonaje de 1,2 ud/ m2

- malla simple torsión (50x50x2,8 mm)

- concreto proyectado (5 cm mínimo)

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5. Sostenimiento definitivo: (como novedad, el encofrado no se apoyaba en el

fondo del pozo, sino que se colocaba a cierta distancia del fondo del pozo).

Para ello se colocaba:

- Un sistema de drenaje y tela drenante con rafia Delta PT contra la

superficie de excavación

- Se prolongaban las barras gewi que soportaban todo el encofrado

inferior del anillo, poniéndose nervometal y geotextil en ella.

- Se posicionaba la plataforma de forma que el encofrado cilíndrico

quedara en posición.

- Se procedía a verter el concreto en tramos de 4,2 m de longitud y

dejando una régola sin hormigonar de 0,3 m de altura. El concreto

empleado es del tipo H-250, empleándose cementos sulforresistentes

cuando la cantidad de sulfatos del terreno estaba entre 336 a 910 mg/l.

La cantidad de concreto era de unos 53 m3 por anillo, o 11,8 m3/m.l.,

con una relación de de agua/cemento de 0,5 y empleo de

superfluidificantes.

6. EMBARQUES Ya se ha comentado que el pique Aurelio del Valle tiene 3 embarques, uno a

nivel 976 m.s.n.m., otro a nivel 737 y otro a nivel 553. En cuanto al pique Emilio

del Valle, tiene 4 embarques, uno a nivel 978, otro a nivel 868, otro a nivel 741

y el último a nivel 615. En el futuro está previsto reprofundizar dicho pozo y

hacer otros 2 embarques a cotas 490 y 365.

Durante la profundización de los piques se efectuó cada uno de los embarques,

desde los cuales se accede a cada una de las diferentes plantas. Para ello, una

vez alcanzada la cota en la cual estaban emplazadas las mismas, se procedió

a excavar en sentido horizontal el anchurón que daba acceso a ellos. El

sistema de sostenimiento empleado fue el del NATM (Nuevo Método

Austríaco), empleando para el sostenimiento bulones y hormigón proyectado.

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Los embarques fueron excavados en una longitud aproximada de 35 m de

distancia respecto al eje del pique, de modo que una vez se finalizaron las

labores de ejecución de los piques se pudieran reanudar las labores de avance

en cada uno de los niveles sin interrumpir en demasía ni deteriorar el

funcionamiento del pique.

En algún caso muy particular, como es por ejemplo el embarque del nivel 976

del pique Aurelio del Valle, en el cual se sitúa la estación de descarga del skip,

la sistemática de trabajo para garantizar el éxito de la labor fue muy laboriosa.

Antes de llegar a este nivel se preparó en el pique un anchurón, denominado

"pata de elefante", desde el cual se perforaron unos taladros de 12 m de

longitud y de 90 mm de diámetro descendentes con dirección a la zona que iba

a ser más adelante excavada para ejecutar la cámara de descarga del skip. En

estos taladros se colocaron barras de acero de 32 mm de diámetro AEH 500 de

sistema Gewi unidas por manguitos y tuercas y protegidas en toda su longitud

con cinta Denso-Flex, anclados en toda su longitud con cemento y en la parte

superior con un amarre específicamente diseñado para la tarea que debían

cumplir con el tiempo.

Una vez alcanzada la excavación del pique la zona donde se encontraba el

techo de la cámara de descarga del skip, se comenzó a ensanchar el pique

para dar cabida a la misma. Durante la excavación aparecieron los extremos

inferiores de las barras Gewi, que habían sido perforadas desde la pata de

elefante. En ellos se colocaron una vigas que unían los anclajes de dos en dos.

Se les dio tensión y se continuó excavando el anchurón de la cámara de

descarga del skip. De este modo el techo de la cámara quedó "arriostrado" con

la base de la "pata de elefante". Para la excavación e emplearon martillos de

columna y palas "Cavo".

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7. RENDIMIENTOS Es difícil indicar un rendimiento significativo de estas labores, ya que las

variaciones de terrenos han sido tan frecuentes que no se ha podido alcanzar

un buen ritmo de trabajo. De todos modos vamos a mostrar aquí algunos de los

rendimientos alcanzados en algunos tramos relativamente significativos, en el

pique Aurelio del Valle entre las cotas 971,2 y 760 (es decir, justo terminado el

embarque del nivel 976 y antes de comenzar el embarque del nivel 737). En

este tramo se atraviesan 2 fallas importantes y con bastante carbón sucio en

ambas, como ya se indicó antes.

PERFORACION:

Nº barrenos m perforados h perforadas rendimiento 5.186 18.780 m 309,25 h 60,7 m/h

VOLADURA:

Kg explosivo carga específica horas carga horas perfor. Horas totales rendimiento 10.392 kg 1,243 kg/m3 227,0 309,25 h 536,25 h 0,394 m/h

DESESCOMBRO:

Horas cubas m3 rendimiento 765,75 h 4.611 17.291 m3 22,581 m3/h

SOSTENIMIENTO PROVISIONAL

Nº bulones 0,9 m 1,8 m 2,4 m

Tiempo h

Rdto bul/h

Malla m2

Gunita m3

483 3.910 1.267 318,5 17,77 6.422m2 87,5 m3 SOSTENIMIENTO DEFINITIVO

Preparación H

Hormigonado h

Total h

Volumen m3

Rendimiento m3/h

260,25 184,75 445,0 2.372,25 5,33 SOSTENIMIENTO DEFINITIVO

Preparación H

Hormigonado h

Total h

Volumen m3

Rendimiento m3/h

260,25 184,75 445,0 2.372,25 5,33

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8. CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DE LOS PIQUES En la tabla de la Figura 6 se pueden ver las características más notables de

ambos piques verticales desde el punto de vista de equipamiento.

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9. INSTRUMENTACIÓN Para controlar que el sostenimiento del pique funcione correctamente y que las

presiones sobre el mismo no superen aquéllas que han sido previamente

calculadas, es necesario el empleo de instrumentación específica de control.

De este modo, se consigue verificar la validez de los diseños iniciales,

comprobando que el sistema de sostenimiento colocado funciona correctamente.

Para ello se controla la evolución de las deformaciones y cargas con el tiempo, y

,en caso de que existan notorias diferencias entre el comportamiento previsto y el

real, deben de efectuarse las correcciones necesarias para evitar males mayores.

Entre ella cabe citar extensómetros, células de convergencia, células de carga

y células con captadores de cuerda vibrante.

Los extensómetros empleados fueron de varilla, instalados a 1, 2, 3 y 7 m de

profundidad y con lectura remota, ya que era imposible volver a los puntos

donde se colocaron a medir con la frecuencia necesaria. Se suelen situar cerca

del frente, tras la segunda pega disparada, midiéndose después de cada avance,

y al menos una vez por semana una vez desaparecido el efecto del frente.

Gracias a ellos se puede determinar el radio de plastificación y, por tanto,

determinar si la longitud y densidad de bulonaje empleado es o no la adecuada.

Las células de convergencia fueron también de lectura remota, colocadas en

las paredes del pique. Generalmente es un sistema sencillo y muy eficaz para

detectar comportamientos anómalos del terreno en túneles y galerías, sin

embargo en el pique la lectura e interpretación de las mismas no fue muy

significativa por su complejidad.

Las células de carga se colocaron en determinados bulones para medir el nivel

de carga que alcanzaban y comprobar que el mismo no superaba los valores

límite de rotura.

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Las células con captadores de cuerda vibrante y las células de presión total

permiten determinar el nivel de carga alcanzado dentro del concreto de los anillos.

10. CONTROL DE CALIDAD Básicamente se controlaron los siguientes aspectos:

- Control de los concretos proyectados, bombeados y encofrados:

- Control de calidad de áridos.

- Control de calidad de agua.

- Control de dosificaciones.

- Verificación de la consistencia y manejabilidad.

- Control de segregaciones en la puesta en obra del concreto.

- Inspección visual en la fabricación y en la puesta en obra.

- Ensayos a compresión simple, con rotura de probetas, a los 2, 7, 28 y 90

días en el caso del concreto proyectado, y a 7, 28 y 90 días en el

concreto bombeado y encofrado. - Extracción ocasional de testigos in situ.

- Control del bulonaje:

- Calidad de materiales.

- Control de longitud y diámetro del barreno y del perno.

- Control del volumen de resina o de mortero empleados.

- Control de la densidad de bulonaje.

- Control de la orientación de los barrenos.

- Ensayos de tracción en laboratorio

- Ensayo de tracción en perno colocado.

- Inspección visual en la puesta en obra.

- Control de la sección de avance.

- Control topográfico.

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BIBLIOGRAFÍA

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("El desarrollo de una nueva mina en el norte de España"), Ing. Enrique Castells

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