MINISTERIO DE INDUSTRIA Y ENERGIASECRETARIA DE LA ENERGIAY RECURSOS MINERALES
OPTIMIZACION DEL SOSTENIMIENTO EN LASGALERIAS DE LAS MINAS DE HULLA SEGUN LASCARACTERISTICAS GEOMECANICAS DE LASROCAS Y DE LOS FACTORES DE EXPLOTACION
INFORME ANUAL DE 1982MEMORIA
INSTITUTO GEOLOGICO Y MINERO, DE ESPAÑA
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OPTIMIZACION DEL SOSTENIMIENTO EN LAS GALERIAS DE LAS
MINAS DE HULLA SEGUN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS
DE LAS ROCAS Y DE LOS FACTORES DE EXPLOTACION
(INFORME ANUAL DE 1.982)
MEMORIA
1.- INTRODUCCION
2.- METODOLOGIA EMPLEADA
2.1. Caracterización Geomecánica
2.1.1. Estudio Geológico-estructural
2.1.1.1. Metodología seguida
2.1.1.2. Parámetros estudiados
2.1.1.3. Síntesis de la zonificación de los Pozos Sotón
y Má Luisa
2.1.2. Caracterización de los frentes en avance
2.2. Campaña de medidas
2.2.1. Ubicación de las estaciones de medida
2.2.2. Perforación de los taladros
2.2.3. Puntos fijos para la realización de las medidas
2.2.3.1 . Puntos para medidas de convergencia
2.2.3.2 . Puntos para medida de expansiones
2.2.3.2.1. Anclajes de fondo
2.2.3.2.2. Anclajes intermedios
2.2.4. Aparatos y útiles de medida
2.2.4.1. Extensómetros
2.2.4.2. Cinta perforada
2.2.4.3. Hilo para medida de expansiones
2.2.5. Realización de las medidas
2.2.5.1. Medidas de convergencia
2.2.5.2. Medidas de expansión
2.3. Análisis de los datos geomecánicos
2.3.1. Comprobación de las conclusiones previas
2.3.2. Selección de parámetros geomecánicos
2.3.3. Abaco para el cálculo del sostenimiento
2.4. Modelo de ajuste de convergencias
2.4.1. Fundamento del modelo
2.4.2. Estructura del programa de ordenador
2.4.3. Listado de programa CONVERGENCIAS
3.- PROGRAMA DE TRABAJOS PARA 1.983
4.- CONCLUSIONES
5.- BIBLIOGRAFIA
OPTIMIZACION DEL SOSTENIMIENTO EN LAS GALERIAS DE LAS
MINAS DE HULLA SEGUN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS
DE LAS ROCAS Y DE LOS FACTORES DE EXPLOTACION
(INFORME ANUAL DE 1.982)
MEMORIA
m�EILIMIROJ
Este informe parcial tiene por objeto describir los trabajos realizados
a lo largo de 1.981, en relación con el proyecto de "Optimización
del sostenimiento en las galerías de las minas de hulla según las
características geomecánicas de las rocas y de los factores de ex
plotación" que fué adjudicado por el INSTITUTO GEOLOGICO Y MINERO
DE ESPAÑA, mediante el oportuno concurso, a ESBOGA GEOTECNICA, S.A.
para su realización en la HULLERA DEL NALON de la EMPRESA NACIONAL
HULLERAS DEL NORTE, S.A. (HUNOSA).
Este proyecto tiene una duración prevista de 31 meses
y debe desarrollarse en cuatro fases cuyas características se resumen
a continuación:
FASE OBJETO INICIO FINALIZACION
Investigación sobre
I las condiciones ac- JUNIO 1981 NOVIEMBRE 1982
tuales
Análisis sobre las
II condiciones actua - OCTUBRE 1982 ABRIL 1983
les
IIIComprobación de la
ENERO 1983 DICIEMBRE 1983investigación
IV Optimización de la NOVIEMBRE 1983 DICIEMBRE 1983investigación
El presente informe parcial consta de doce tomos, de
los cuales uno corresponde a la memoria y los restantes a los anejos.
En la confección de la memoria se ha seguido el mismo criterio que
presidió la redacción de la memoria correspondiente a 1981, en el
sentido de incluir solamente la metodología de los trabajos realizados
y no las conclusiones que se puedan extraer de ellos que serán objeto
de la memoria final.
Al igual que en la memoria correspondiente a 1981 es
preciso resaltar dos circunstancias que deben tenerse muy en cuenta
respecto al presente proyecto:
- Las conclusiones parciales que necesariamente se incluyen en
la memoria y anejos para esclarecer el desarrollo del proyecto
son absolutamente provisionales y pueden sufrir modificaciones
notables tras la fase de comprobación.
- Los resultados contenidos en esta memoria sólo tienen validez
dentro del área del estudio. Su extrapolación a otras áreas
distintas sólo podrá hacerse conservando la misma metodología
seguida en este proyecto y en cualquier caso bajo la responsa
bilidad exclusiva de los tecnicos que la realicen.
En cuanto a los anejos de que consta este informe hay
que indicar, en primer lugar, que han sido numerados siguiendo el
orden iniciado en la memoria correspondiente a 1981. Por ello el
primer anejo del informe de 1982 está identificado por VIII. Los
ocho primeros anejos del presente informe recogen los resultados
de la caracterización geomecánica y de los ensayos de resistencia
que corresponden a los Pozos : Sotón, San Mamés, Entrego, Carrio y
Cerezal. Los anejos XVI y XVII corresponden al estudio geológico-
estructural de los Pozos Mi Luisa y Sotón. Por último en el anejo
XVIII se incluyen los resultados de las medidas de deformación real¡
zadas en el Pozo M'- Luisa , Samuño y Carrio.
Conforme se ha indicado en la introducción, los trabajos realizados
durante 1982 han consistido fundamentalmente en la finalización de
la Fase I del proyecto que tiene por objeto la determinación de las
condiciones geomecánicas en que se trazan las galerías de los ocho
pozos de la Hullera del Nalón.
De acuerdo con el pliego de condiciones técnicas del
proyecto en la Fase I se han realizado tres campañas de campo: una
dirigida a la investigación geológica estructural de los macizos
rocosos más significativos de la Hullera del Nalón, otra cuyo objeto
se concreta en la determinación de los datos geomecánicos de los
frentes de las galerías en avance y la tercera que ha consistido
en una instrumentación de las galerías más significativas seguida
de una masiva toma de medidas para cuantificar los estados típicos
de deformación de las galerías estudiadas.
A lo largo de 1982 se ha iniciado la segunda fase del
proyecto con el análisis de los datos obtenidos tanto por lo que
se refiere a la caracterización geomecánica como a la campaña de
medidas.
En lo que sigue se expone con detalle la metodología
seguida en los trabajos realizados.
2.1.- CARACTERIZACION GEOMECANICA
La caracterización geomecánica se ha finalizado con un estudio
de geología estructural y con la toma de datos referentes a
cinco pozos de la Hullera.
2.1.1.- Estudio geológico-estructural
Los ocho pozos mineros de la Hullera del Nalón se pueden
clasificar, desde un punto de vista geológico-estructural,
según donde se asiente su campo de explotación. Cinco
de ellos, Mi Luisa, Sotón, Samuño, Entrego y Venturo,
están asociados; mientras que los tres restantes, San
Mamés, Carrio y Cerezal, pertenecen a la cubeta de S.
Mamés.
El objeto del estudio geológico-estructural realizado
se concreta en definir una zonificación de tal forma
que el campo de explotación de los distintos pozos se
pueda dividir en áreas de estructura homogénea en las
que se pueda esperar un comportamiento uniforme de las
galerías trazadas en ellas.
Una vez realizado el despliegue de zonas-tipo en
cada pozo, se observa que el sinclinal de El Entrego
puede quedar caracterizado con el estudio de Má Luisa,
Sotón y Samuño.
Los pozos Entrego y Venturo constituyen, en todo ca
so una repetición en la toma de datos y evaluación de
las mismas o parecidas estructuras de Má Luisa y Sotón.
Además de estos dos pozos hay que estudiar el Pozo Samu5o
interesante por sus fallas y el cierre periclinal del
sinclinal de El Entrego, y los pozos S. Mamés y Carrio,
con los que se dará el necesario soporte geológico, al
estudio geotécnico de la cubeta.
2.1.1.1.- Metodología seguida
Dentro del dominio de explotación de los pozos
de la Hullera del Nalón, las condiciones geológicas
son variadas, tanto desde el punto de vista tectó
nico o estructural, como si se consideran bajo
el prisma de la estratigrafía o sedimentología.
En el estudio del comportamiento mecánico
de una galería, es obvio que, aparte de los factores
de explotación, se deben conocer y caracterizar
los factores geológicos que actuan como soporte
y control de los parámetros que definen geotécnica
mente el macizo rocoso.
En nuestro caso la aplicación correcta del
estudio geológico al proyecto de optimización del
sostenimiento de las galerías, pasa por la elección
y evaluación de los factores geológicos que influyen
específicamente en la racionalización de los siste
mas de entibación.
En síntesis podemos aclarar que la secuencia
lógica a seguir es la siguiente:
Modelo Geológico Modelo Geotécnico Modelo Mate
mático Conclusiones y Recomendaciones.
Este estudio se ha centrado en tres factores funda
mentales : a) Macroestructura a escala de Pozo;
b) Grado de Fracturación del maciso rocoso; c)
Litología a techo y muro de la capa da carbón,
dentro de la superficie que comprende la sección
de la galería investigada.
Los tres factores geológicos apuntados , contri
buyen básicamente a establecer la hipótesis de
comportamiento mecánico del macizo rocoso, puesto
que: la macroestructura ( pliegues y fallas) es
la responsable directa de los campos tensionales
residuales que de forma local afectan a las galerías,
definiendo el tipo de campo en cuanto a la reía
ción y orientación de las principales fuerzas o
tensiones.
Como es sabido, a mayor tectonización, la
componente horizontal va adquiriendo mayor impor
tancia dentro del campo triaxial de tensiones,
con los consiguientes problemas de inestabilidad
a muro y techo, en los paramentos de la galería.
Habitualmente los medios sedimentarios, como
son los terrenos de la Hullera del Nalón , se conside
ran ortótropos y generalmente se admite que el
estado tensional está definido por una tensión
principal mayor asociada a la dirección vertical;
las otras dos tensiones principales se suelen supo
ner del orden de la tercera parte de la tensión
vertical. En los yacimientos fuertemente plegados,
como es el caso de la cuenca del Nalón, este esquema
se distorsiona notablemente y, si hay tensiones
residuales , se pueden provocar efectos muy negativos
sobre las galerías trazadas en ellos. Naturalmente
el efecto de las tensiones está intimamente rela
cionado con la resistencia de los macizos rocosos;
ya que si estos son competentes se mantendrán dentro
del dominio elástico con deformaciones despreciables
en el contexto del laboreo que se practica. Por
el contrario si los macizos rocosos son incompetentes,
bien porque el campo tensional sea muy elevado
en el caso de rocas resistentes o porque las rocas
sean débiles, se producirá una plastificación de
los terrenos alrededor de las galerías abiertas.
Las deformaciones medidas darán una idea cuantita
tiva sobre si el macizo rocoso es competente o
no y por ello se ha implementado una extensa campaña
de instrumentación.
La aportación de la Geología-Estructural
en este caso se concreta en estimar, estudiando
las características de los macizos rocosos, que
comportamiento cabe esperar de las galerías excavadas
en cada tipo establecido de macizo rocoso. Para
ello se han estudiado una serie de parámetros que,
de alguna manera, permiten cuantificar el problema.
2.1.1.2. - Parámetros estudiados
Dentro de la zona descomprimida alrededor de una
galería, en sentido amplio alrededor del conjunto
galería-taller, el funcionamiento mecánico del
macizo rocoso está regido por la estratificación
y por la fracturación o diaclasado en relación
con la dimensión de cada galería.
El sentido geológico de investigación de
la fracturación, reside en primer lugar en el es
tudio de estas diaclasas en cuanto a: tipo de plano,
orientación, continuidad y espaciado, fundamental
mente.
La caracterización de estas discontinuidades,
nos proporciona información en cuanto a la disposi
ción espacial de las familias de diaclasas y sus
relaciones angulares con el eje de la galería y
con la estructura que los contiene. Esto nos permite
establecer, mediante sencillas técnicas de proce
samiento estereográfico, los bloques inestables
formados en el contorno de la sección, así como
la determinación de sus volúmenes o pesos y sus
direcciones de caída. De esta manera, cuando la
caída de bloques sea el principal efecto a que
debe estar sometida la galería, la Geología-estruc
tural será una herramienta imprescindible para
el diseño del sostenimiento , particularmente si
se trata de utilizar el bulonaje.
Por último , el estudio de la litología a
muro y techo forma parte de la definición de los
materiales, no ya por el espesor de las capas,
sino por la medida de sus propiedades internas,
estableciéndose la relación del litotipo con su
resistencia.
A primera vista, parece esbozarse una corres
pondencia entre criterios sedimentológicos y geo
mecánicos , por la que los tramos continentales
de algunos paquetes productivos , debido a la presen
cia de numerosos pasos de carbón y carboneros,
de suelos de vegetación limolíticos, y pizarras
finamente estratificadas , forman un conjunto litoes
tratigráfico de propiedades resistentes bajas,
a las que se sobreimpone una fracturación más o
menos densa, que hace de estos tramos, macizos
débiles, idóneos para sufrir deformaciones ante
cualquier esfuerzo, y por otra parte, de fácil
descompresión.
No obstante, los parámetros internos de las
distintas litologías adquieren en nuestro caso
una importancia menor, puesto que para el diámetro
de galería considerada, el macizo rocoso debe
ser contemplado como un medio discontínuo, y son
las discontinuidades estructurales las que ejercen
el control geomecánico del terreno.
En el aspecto operativo, para llevar a cabo
esta parte de Geología Aplicada del proyecto, cabe
decir que se ha comenzado por un acopio bibliográfico
de la zona (estudios, artículos, publicaciones,
etc...) que junto con las informaciones suministradas
por el Servicio Geológico de la Hullera del Nalón,
nos han proporcionado suficiente número de datos
como para planificar la investigación de las distin
tas zonas-tipo diferenciadas.
Cada una de estas zonas-tipo, queda determinada
por la estructura, y sobre ella se realiza una
toma de datos respecto a la fracturación, y carac
terísticas litoestratigráficas de muro y techo.
Estas caracterizaciones se llevan a cabo
en el frente de avance de las galerías y en una
longitud de al menos 50 m., donde irán colocadas
tres estaciones destinadas a medir las deformacio
nes de la sección. Se trata, de este modo, de esta
blecer una relación entre las distintas zonas geoló
gicas y la deformación de las galerías que las
atraviesan.
En los anejos XVI y XVII correspondientes
a los Pozos MI Luisa y Sotón se presentan las fichas
utilizadas para definir cada zona en las que se
expresan los datos de Fracturación, Caracteres
Geológicos, Características Geotécnicas de la Roca
y el Macizo Rocoso, Diagrama de Fracturación, Cálculo
de Cuñas y de Factores Geológicos de Ordenación.
En la valoración de las estructuras grandes,
a escala regional y local, se ha seguido el criterio
de establecer una tipología de pliegues distinguien
do, por otro lado, las fallas.
A efectos geomecánicos se han considerado
seis casos distintos en la clasificación estructural:
1.- Estructura subhorizontal (buzamientos 00 a 30°)
2.- Flancos tendidos (buzamientos de 300 a 60°)
3.- Flancos verticalizados (buzamientos de 60 0 a 90°)
4.- Charnela de anticlinal
5.- Charnela de sinclinal
6.- Falla (local 6 regional)
El segundo factor, la litología o caracterís
ticas litoestratigráficas, se ha ido determinando
en cada zona, por el predominio de uno de los lito
tipos presentes en la sección investigada.
Los litotipos que se presentan más frecuen
temente a muro y techo de la capa de carbón son:
1.- Pizarras (resistente o flojas)
2.- Areniscas o microconglomerado silíceo
3.- Caliza y/o gonfolita, aunque esta última es más oca
sional.
Por último la fracturación, como tercer fac
tor geológico y de amplia repercusión geotécnica,
se ha estudiado realizando una toma exhaustiva
de las características de los planos o discontinui
dades; tales como : orientación , continuidad, espa
ciado, índice de rugosidad (JRC), así como el tipo
de relleno en las escasas ocasiones en que se observa.
Los tipos de planos registrados, corresponden a
la estratificación , tres familias de diaclasas
por término medio, y pequeñas fallas. Las grandes
fallas o fallas regionales , debido a su amplia
zona de influencia , de dimensiones muy superiores
a las de una galería, en las que abundan los tramos
brechificados o milonitizados, y las zonas de micro
pliegues , no se ha considerado como linearidad
útil. Esto último es debido a que el estilo de
estas grandes fallas, en la Cuenca Carbonífera
Central, no corresponde con el de una gran fractura,
neta, medible, y que juegue un papel mecánico en
la formación de bloques y cuñas inestables. Es
por el contrario, un relevo de planos discontínuos,
acompañados de un microplegamiento y brechificación,
más propia de una deformación plástica (a gran
escala) que de una deformación frágil.
Así pues las discontinuidades estudiadas
son aquellas que influyen en la estabilidad de
la galería, de escala decimétrica a decamétrica.
El criterio adoptado para la aplicación del
estudio de la fracturación, ha sido el cálculo
del tamaño máximo y medio de los bloques formados,
así como la determinación de las líneas de debilidad
o rotura que se forman por intersección de las
diaclasas o juntas y que individualizan los bloques
referidos.
En los anejos citados se incluyen los Diagramas
de Fracturación y Cálculo de cuñas con los resulta
dos del procesamiento estereográfico que permiten
este tratamiento de la fracturación.
La clasificación según el tamaño del bloque
formado en el contorno de la galería, queda esta
blecida del siguiente modo:
1.- Baja ( bloques > 1 m3)
2.- Media (bloques de 0,5 a 1 m3)
3.- Alta (bloques de 0,1 a 0,5 m3)
4.- Muy alta (bloques ' 1 dm3 ), como puede ser el caso
de texturas en "terrón de azucar", término aplicado
por muchos autores, para rocas excepcionalmente tri
turadas.
La combinación de los factores estructurales,
litológicos y de fracturación, en sus distintos
casos, conduce a una zonificación de riesgos geoló
gicos, sobre la que se superpongan e identifiquen
los valores geotécnicos registrados.
La zonificación de riesgos, así definida,
debe confirmarse por las medidas de instrumentación
aplicada, especialmente por los índices de conver
gencia y expansión.
A partir de la zonificación efectuada y de
los datos de la caracterización geotécnica será
posible establecer una clasificación de los terrenos
con vistas al diseño del sostenimiento que deberá
ser validado con las medidas de deformación efes
tuadas.
2.1.1.3.- Síntesis de la zonificación de los Pozos Sotón
y Mf Luisa
En los anejos XVI y XVII se presentan los resultados
de los estudios geológico-estructurales realizados
respectivamente en los Pozos M'- Luisa y Sotón cuyas
principales conclusiones se exponen a continuación.
Los dos pozos pueden considerarse incluídos
en la gran estructura del sinclinal de El Entrego,
que tiene direcciones NE-SW, y está afectado suave
mente por un sistema transversal de pliegues, dando
un modelo de interferencia característico del carbo
nífero asturiano. Este sinclinal es de plano axial
inclinado, vergente al E, y además contiene una
falla longitudinal asociada que rompe la charnela,
bajando el labio S.E.
En el conjunto de los dos pozos, se han podido
diferenciar catorce zonas que han servido para
caracterizar cinco de los seis tipos de estructura
diferenciados.
En el cuadro siguiente se muestran los resul
tados de la zonificación realizada en ambos casos,
de acuerdo con lo expuesto anteriormente.
POZOS TIPO DE CLAVES DE DEFORMACIONESPERADA EN
M-' LUISA SOTON ESTRUCTURA CLASIFICACION LAS GALERIAS
Zonas 6,7 Zona 5 FLANCO TENDIDO e/2 MEDIA
41,5 BAJA
Zon 1,2,3 Zonas 3,7 FLANCO VERTICALIZADO d/ 4,/BBAJAAJA
Zona 4 Zonas 4,6 CHARNELA ANTICLINAL b/1/a- BAJA
Zona 5 Zona 2 CHARNELA SINCLINAL c/2/2r ABAJALTAaC
--- Zona 1 FALLA f/2A ALTA
A partir del estudió realizado se ha efectuado
una correlación entre los distintos parámetros
manejados llegándose a las siguientes conclusiones
previas, que deberán ser posteriormente comprobadas:
1) En los flancos verticalizados (60° - 90 °) y litolo
gías competentes y bien estratificadas, la fractura
ción es de tipo medio-bajo, con volúmenes próximos
al m 3 de promedio o como tamaño más frecuente.
También se producen bloques menores (-0,5 m ) en
proporción inferior.
En pizarras blandas no se han observado cuñas
o bloques por debajo de 0,5 m 3, de tamaño medio.
La deformación es baja.
2) En los flancos tendidos existe fracturación
alta, 0,1 a 0,5 m 3, en pizarras flojas y baja,
m , en rocas duras como areniscas, pizarras- l 3
arenosas o microconglomerados.
Las deformaciones de las galerías en pizarras
flojas, son visibles, mientras que arenisca o pizarras
duras no se observan.
3) En la zona axial de un anticlinal solamente
existen datos en litologías competentes. Por tanto
sólo se trata de una datación parcial. La fractura
ción es media - baja, - 1 m3, y no se han visto
galerías deformadas. En algunos casos la galería
se autosoportaba.
4) En la zona axial de un sinclinal el comportamiento
parece estar en función de la litología. Según
sea dura o floja, la fracturación es baja o alta
y con las deformaciones sucede lo mismo. En algunos
casos de sinclinal en pizarras flojas se demuestra
como el factor "campo de fuerza" es muy importante,
puesto que en transversales la deformación es máxima,
llegando a reducirse la sección en más de un 30
6 40%.
5) En fallas medianamente importantes, la litología
es incompetente, (valores de resistencia menores
de 100 Kg/cm 2), acompañada de estructuras menores,
micropliegues y fracturas métricas.
La fracturación es muy alta ( 1 dm 3) y la
deformación observada es, así mismo , muy elevada.
2.1.2.- Caracterización de los frentes de avance
Durante 1982 se ha realizado la caracterización geomecá
pica de todos los frentes en avance de los Pozos Sotón,
San Mamés, Entrego, Carrio y Cerezal, con lo cual se
ha finalizado la caracterización de toda la Hullera del
Nalón.
2.2.- CAMPAÑA DE MEDIDAS
Una de las partes más importantes de este proyecto es la campaña
de medidas de deformación que debe aportar el soporte cuantita
tivo que permita definir el comportamiento real de las galerías
estudiadas y haga posible contrastar los resultados de la inves
tigación.
De acuerdo a las condiciones del proyecto se ha efectuado
una amplia campaña de medidas de deformación que tiene por
objeto controlar la convergencia y expansión de las galerías
de la Hullera del Nalón, en los términos que se indicaban en
el apartado 2.4 de la memoria correspondiente al informe de
1981.
En lo que sigue se describirá, con todo detalle, la meto
dología empleada en la realización de la instrumentación que
se ha utilizado.
2.2.1.- Ubicación de las estaciones de medida
Para obtener una información fiable de los datos propor
cionados por una estación de medidas, es conveniente
colocar esta a unos cinco metros del corte de la galería,
ya que de esta manera la estación proporcionará informa
ción acerca de todos los movimientos que se producen
en el entorno de la galería a lo largo de toda su vida.
Para ubicar las estaciones de medidas se han seguido
además las directrices emanadas del estudio Geológico-
estructural de tal forma que en cada zona caracterizada
se han elegido las galerías más representativas y en
ellas se han colocado las estaciones de medida lo más
cerca posible del frente de avance.
Un problema que se plantea al definir las estaciones
de medida de expansión es la definición de la profundidad
máxima a que deben colocarse los puntos de medida. Lógica
mente esto está condicionado por el objeto del estudio
a realizar y, en este caso, no se debe olvidar que se
trata de optimizar el sostenimiento de galerías de mina.
Por ello, considerando que cuando los macizos rocosos
permanecen en el dominio elástico no es necesario colocar
sostenimiento de ningún tipo en las galerías de mina,
de lo anterior se deduce que las deformaciones elásticas
tienen poco interés en este estudio. A la vista de todo
lo anterior queda claro que el objeto de la campaña de
medidas de deformación se concreta en la medida de las
deformaciones plásticas.
Para tener una idea del posible radio de plastifi
cación que se crea alrededor de una galería se puede
emplear la siguiente expresión debida a WILSON (1980).
1
2 az -�cM K-1rb = rO ( ) (1)
P (K+1)
donde:
rb = radio de plastificación
r0 = radio de galería
Tz = tensión vertical debido al peso de los terrenos de recu
brimiento
Q`cM = resistencia a compresión
P = presión ejercida por el sostenimiento empleado
1K = coeficiente de triaxialidad+ sen 0
= 1 - sen 0
Las condiciones típicas de la Hullera del Nalón
corresponden a una galería de unos 2,5 m. de ancho, situada
a unos 500 m. de profundidad, en un macizo rocoso con
una resistencia a compresión simple del orden de 20 MPa,
sostenidas con cuadros metálicos que pueden ejercer una
presión radial del orden de 0,1 MPa. En estas condiciones,
considerando un peso específico de 25 KN/m3 y un ángulo
de rozamiento interno 0 = 36°, aplicando la expresión
(1) se llega a que
rb = 5,65 M.
Con esto el espesor de la corona de terrenos pías
tificados alrededor de la galería será de unos 3,15 m.
En el pliego de condiciones técnicas del proyecto
estaba definido que la profundidad de las estaciones
de medida de expansión fuera de 3 , 5 m, que es suficiente
como ya se ha visto en los cálculos efectuados; pero,
para darle al estudio una mayor precisión y seguridad,
en la realidad las estaciones se han colocado a una pro
fundidad de 5 m. En la fig. n° 1 se muestra la disposi
ción típica de las estaciones de medidas colocadas.
A lo largo de 1982 se han instalado 156 estaciones
de medida de convergencia y expansión cuya ubicación
se refleja en los planos n° 1 y 2. En los primeros meses
de 1983 se instalarán nuevas estaciones de medida en
los tramos de galería seleccionados para realizar los
ensayos de comprobación.
os
F
0 40 . a m.
A
Im hm. °*o
C
FIGURA. 1. ESTACION TIPO DE 'MEDIDA DE CONVERGENCIAY EXPANSION.
En estos trabajos se ha seguido la misma metodología
empleada en los pozos Mi Luisa, Samuño y Venturo que
fue descrita con todo detalle en la memoria del informe
correspondiente a 1981.
Los trabajos realizados comprenden la encuesta
técnica a niveles de pozo, galerías en roca y galerías
en carbón , recogida de datos geomecánicos en los frentes
de avance , aplicación de las clasificaciones geomecánicas
de Barton y Bieniawski , determinación del R.Q.D. y real¡
zación de los ensayos de resistencia sobre muestras de
roca "in situ" y en laboratorio.
Al igual que en ocasiones anteriores todos los
datos recogidos y los resultados elaborados se han alma
cenado en ordenador mediante el programa BANCO 1 que
está descrito con todo detalle en la memoria del informe
correspondiente a 1981.
En los anejos VIII a XV se muestran los datos y
resultados de la caracterización de los frentes de avance
de los pozos Sotón, San Mamés, Entrego , Carrio y Cerezal.
2.2.2.- Perforación de los taladros
Una vez definida la profundidad de las estaciones de
medida hay que proceder a perforar los taladros en los
que estarán alojadas.
El diámetro de perforación del barreno donde pre
tendemos colocar los puntos fijos de medidas, dependerá
del tipo de cabeza de anclaje a utilizar.
En este caso, se han utilizado cabezas de expansión
convenientemente modificadas de 0 = 3/4", para ello se
han realizado taladros de 0 = 35-37 mm.
La ejecución de un barreno para la instalación
de una estación de medidas exige tres condiciones
esenciales : dirección perfecta, diámetro constante en
toda su longitud y ausencia de detritus.
La perforación se ha realizado con un martillo
neumático ATLAS COPCO BBD-90 auxiliado por un empujador
neumático tipo semi-stopper. Las barrenas eran huecas,
para permitir la inyección de agua, empalmables y equipadas
con boca con pastilla de widia en cruz.
El mantenimiento de un diámetro constante del taladro
durante la perforación se ve influenciado por dos causas
totalmente independientes , una imputable a las caracterís
ticas de las rocas atravesadas y otra a la presión del
aire reinante en el momento de la perforación.
La primera es prácticamente imposible de evitar,
puesto que si el taladro corta una roca descompuesta
o un carbonero , lo normal es que el diámetro ensanche
en esos puntos, si ésto llega a suceder se tomará nota
de la produndidad para evitar anclar en esos tramos puesto
que difícilmente se conseguirá colocar un punto fijo
en ese lugar.
La segunda de las causas, puede evitarse fácilmente
ya que el ensanchamiento se produce por una rotopercusión
contínua sobre el mismo punto , puesto que al no disponer
de suficiente presión de aire el avance se realiza con
notable dificultad, cualquier barrenista experimentado
puede darse cuenta de ello; y previa advertencia, parará
la perforación hasta disponer de la suficiente presión
de aire.
La presencia de detritus en el interior del barreno
puede dificultar enormemente la instalación de los puntos
fijos; por ello es conveniente efectuar un barrido con
aire después de perforado el barreno, a continuación
pasar una cucharilla para limpiar las paredes del barreno
y finalmente un nuevo barrido con aire.
Como precaución suplementaria, en el caso de haber
cortado roca descompuesta o un carbonero, es conveniente
instalar la estación inmediatamente después de abierto
el taladro; puesto que si no se procede así, se corre
el riesgo de que se cierre el hueco abierto quedando
inutilizado el taladro.
La presencia de agua en el barreno presenta dos
grandes inconvenientes:
- El primero debido a la posible meteorización
que puede producir en las paredes del barreno, posibili
tando la descomposición de la roca y como consecuencia
el movimiento de los puntos de anclaje.
- El segundo que ha sido comprobado práctica y
visualmente, es que existen determinadas zonas del macizo
donde el agua parece tener un carácter ácido tan fuerte
que ataca a los hilos de medida y aunque estos son de
acero inoxidable, hemos comprobado como se produce en
ellos una corrosión progresiva, que degenera en la rotura
de estos. Se consigue atenuar este problema revistiendo
los hilos con una capa de pintura protectora.
2.2.3.- Puntos fijos para la realización de las medidas
El éxito de una campaña de medidas de convergencia y
expansiones radica en buena parte en garantizar la absolu
ta inmovilidad de los puntos que vayan a utilizarse como
referencia para realizar las medidas.
En lo que sigue se exponen la metodología que debe
seguirse para la correcta colocación de los puntos fijos.
2.2.3.1.- Puntos para medida de convergencias
En el caso de hastiales consistentes y si se dispone
de un taladro en buenas condiciones, se debe utilizar
una cabeza de exp ansión convenientemente modificada.
Cuando los hastiales no ofrezcan una garantía
de estabilización perfecta o el barreno está deterio
rado se debe instalar un redondo de hierro, roscado
en uno de sus extremos , apto para recibir al exten
sómetro de medida y fijandolo al terreno con cemento.
Como punto fijo a colocar en el piso de la
galería, para la medida de convergencias entre
techo y muro, se utilizó en principio, un redondo
liso de hierro , roscado interiormente . Al redondo
se le roscaba un adaptador provisto de un tetón
para recibir la cinta de medidas. Este sistema
ocasionaba múltiples errores en las medidas, debido
a que los pasos de rosca se obturaban con barro
y granos de tierra, resultando difícil lograr dos
posiciones idénticas del adaptador, por otro lado,
se obligaba a la cinta de medida a una curvatura
brusca lo que era fuente de posibles errores.
Por ello, tras las primeras medidas, se ha
sustituído la rosca por una abertura superficial
curva, donde se practicó un taladro que alberga
al tetón fija-cinta. Para mejorar la adherencia
con el cemento se han utilizado redondos corrugados.
En la colocación de los puntos fijos para
medir convergencias es preciso seguir los siguientes
pasos:
a) Colocación y fijación del punto en uno de los
dos hastiales.
b) Colocación del extensómetro en este punto.
c) Colocar la cinta en el extensómetro y tenderla
hacia el hastial opuesto.
d) De acuerdo con la posición de la cinta, fijar
el punto en el lugar conveniente del taladro.
Si estas operaciones no se llevan a cabo
con la precisión debida y se fijan los puntos indepen
dientemente unos de otros, con toda seguridad se
cometerán errores al realizar las medidas, puesto
que al estar descentrados los puntos, la cinta
de medida se acuñará en el extensómetro . Para evitar
esto se ha incorporado al extensómetro un sistema
de rótula que inmoviliza el extensómetro en cualquier
dirección.
2.2.3.2.- Puntos para medida de expansiones
Como puntos fijos para realizar las medidas de
expansión se han utilizado cabezas mecánicas de
anclaje de 3/4" de diámetro.
La colocación de los puntos fijos para medir
expansiones es una operación muy delicada, que
no es fácil de realizar; pero que es un paso clave
en el éxito de una campaña de medidas de deformación.
A continuación se exponen los pasos a seguir
en la colocación de los anclajes de fondo e inter
medios.
2.2.3.2.1 .- Anclajes de fondo
En las operaciones previas hay que asegurarse
que la sujeción del hilo de medida a la cabe
za del anclaje es lo suficientemente fuerte,
ya que si no es así, al darle tensión se
puede desprender con lo que se perdería el
punto a medir.
La introducción de la cabeza de anclaje
en el interior del barreno se hace a presión;
pero es necesario ir roscando los sucesivos
tubos del varillaje, ya que las dimensiones
de la galería no permiten hacerlo de una
sóla vez.
En el momento de realizar el roscado
hay que presionar el tubo que contiene a
la cabeza hacia el interior del taladro,
pues caso de no hacerlo así, se producirá
el despegue del tubo porta-cabeza de esta
y, puede suceder que el anclaje acuñe' contra
la pared del barreno e imposibilite seguir
la operación.
Cuando se llega al fondo del barreno,
se procede a apretar la cabeza de anclaje
contra las paredes del barreno.
2.2.3.2.2.- Anclajes intermedios
La correcta colocación de los anclajes inter
medios es una operación mucho más dificultosa
que la de colocar el anclaje de fondo ya
que es preciso colocarlos con exactitud en
profundidades previamente establecidas.
Los problemas que más frecuentemente
se presentan son los siguientes:
a) Que la profundidad elegida coincida con
un carbonero , roca descompuesta o roca
excesivamente fuerte.
En los dos primeros casos no hay más
solución que desplazar el punto hacia arriba
o hacia abajo . Si la roca es excesivamente
fuerte, de tal manera que no permita que
las patillas de fijación agarren sobre ella,
se pueden adoptar las siguientes soluciones:
1.- Auxiliarse de una cucharilla plana para
sujetar a la patilla de fijación hasta
que las aletas comiencen a anclar en
las paredes del barreno.
2.- Mover suavemente la cabeza de expansión
para conseguir el agarre de las patillas
en las paredes del barreno.
3.- Girar el hilo y el varillaje al mismo
tiempo.
4.- Girar el varillaje con golpes bruscos
aprovechando el menor rozamiento tuerca-
perno frente al existente entre las
patillas y pared del barreno.
Habitualmente se utiliza la tercera
solución aunque la mayoría de las veces el
estado del barreno es el que impone la solu
ción a adoptar.
El hilo exterior debe colocarse entre
dos patillas de agarre y pegarlo a la pared
del barreno que quede más separada del varillaje.
2.2.4.- Aparatos y útiles de medida
En lo que sigue se exponen las características de los
aparatos de medida empleados y de los accesorios que
es preciso utilizar.
2.2.4.1.- Extensómetros
Tanto para las medidas de expansión como para las
de convergencia se ha utilizado un extensómetro
mecánico, fabricado por AITEMIN, tipo AE-25. Este
aparato tiene una precisión de 0,01 mm, dentro
del rango de medidas realizado, y una capacidad
máxima de medida de 25 mm.
Aunque puede utilizarse un sólo extensómetro
tanto para las convergencias como para las expansio
nes con sólo cambiar una pieza , se han utilizado
dos aparatos , uno para medir convergencias y otro
para medir expansiones, a fin de evitar su descali
brado.
2.2.4.2.- Cinta perforada
Para poder emplear el extensómetro para la medida
de convergencias es preciso utilizar una cinta
metálica que una el extensómetro a los dos puntos
de medida. Dado que el campo de medida del extensó
metro es de 25 mm. es necesario que la cinta tenga
unas perforaciones equidistantes a fin de acomodarse
a las grandes covergencias que se pueden regis
trar.
En este caso se ha utilizado una cinta de
fleje azul de 4,50 m. de longitud y 1 cm. de anchura,
perforada con taladros de 0 = 4,5 mm y separados
entre sí 10 mm.
2.2.4.3.- Hilo para medida de expansiones
Para la realización de estas medidas se ha utilizado
un hilo de acero galvanizado (cuerda de piano)
de 0 = 1 mm.
Con el fin de maniobrar con facilidad en
la instalación de los puntos es aconsejable cortar
el hilo 2 m más largo que la profundidad de anclaje
elegida.
2.2.5.- Realización de las medidas
A continuación se expone la metodología seguida en la
realización de las medidas de convergencia y expansión.
2.2.5.1.- Medidas de convergencia
Para realizar las medidas de convergencia se colocará
la cinta por un lado en el tetón del extensómetro
y por el opuesto en el punto fijo correspondiente.
El micrómetro del extensómetro ha de colocarse
próximo al cero, puesto que en el transcurso del
tiempo y al ir aumentando la convergencia el recorri
do de este irá aumentando.
Cuando la capacidad del micrómetro se haya
saturado , se cambiará de agujero de medida y se
referirán las medidas siguientes al agujero de
partida, anotando la corrección correspondiente
en el impreso de medidas.
Todas las mediciones deben hacerse dando
a la cinta una tensión constante, lo cual se controla
por medio del comparador de esfera que lleva in
corporado el extensómetro.
Se puede utilizar la tensión de medida que
se estime más idónea y en la campaña realizada
se ha trabajado con la correspondiente a .3 - 4
y 5 mm de desplazamiento del comparador. Los mejores
resultados se obtienen, en este caso, con un despla
zamiento de 3 mm.
Se debe procurar trabajar siempre con los
aparatos en la misma posición.
Han de realizarse tantas medidas como sean
necesarias hasta obtener tres medidas iguales.
2.2.5.2.- Medidas de expansión
Para la realización de las medidas de expansión,
conviene tensar previamente el hilo de medida,
para eliminar cualquier deformación que pudiera
haberse ocasionado.
La presilla de medida se marcará con una
muesca para saber a que punto corresponde.
La fijación de la presilla al hilo se hará
con un prisionero M 5 x 5, asegurándose de que
el apriete es lo suficientemente fuerte para garanti
zar la inmovilidad de la presilla.
La tensión de medida, como en caso de las
convergencias, ha de ser siempre la misma, es aconse
jable una tensión de 5 con el muelle empleado,
para que el hilo no se deforme y rompa en su punto
de anclaje.
Las medidas se realizan tantas veces como
sea necesario hasta obtener tres iguales , que será
la que se anota en la hoja de medidas.
Para la realización de la primera medida,
se colocará el micrómetro sobre 15 mm ., para que
al dar tensión , alcance una posición próxima a
los 22 mm., puesto que en sucesivas medidas el
recorrido irá disminuyendo.
Cuando se esté próximo a 5 mm. conviene hacer
un cambio de prisionero, pues puede ocurrir que
el micrómetro se quede sin recorrido en la próxima
medida.
Se han construido dos bancos para el tarado
de los extensómetros, uno para el de convergencias,
fig. n° 2, y otro para el extensómetro de expansión
fig. n4 3.
PRISIONERO
HILO ACERO f Imm
8ARALDITE
ROSCA 2mm
SOLD40URA
FIGURA.2. REFERENCIA CERO PORTABLE PARA EXTENSO-METRO DE EXPANSION:
I,Smm I80mm
3mm4 1,2vm 1
5mm
500mm 500+ Chapas de 15 mm ó más
I I¡ I I I
Í I I I I�
i � � IÍ I
E r
ESOLDADURAS
N
50TT L50mm.
400mm.
FIGURA. 3. "REFERENCIA CERO" EXTERIOR PARA EXTENSOMETROSDE CONVERGENCIA.
La primera consiste en un bastidor de acero
compuesto por dos redondos y dos placas entre las
que se mide una distancia fija, mediante una barra
plana de acero, de longitud igual a 18 cm. longitud
a la que el micrómetro del extensómetro de conver
gencias responde con una medida que se comprueba
cada día antes y después de medir en las estaciones.
La de expansión consta de un tornillo con
un trozo de alambre semejante al colocado en las
estaciones, de 1 mm. 0 y 100 mm. de largo, con
un prisionero idéntico a los utilizados en las
estaciones. Roscando el extensómetro de expansiones
se obtiene una medida que se comprueba es la misma
antes y después de la medición de estaciones.
2.3.- ANALISIS DE LOS DATOS GEOMECANICOS
El objeto de este proyecto se concreta en la optimización del
sostenimiento de las galerías en la Hullera del Nalón teniendo
en cuenta los factores geomecánicos y los de explotación.
Para conseguir los objetivos del proyecto , conforme se
indicaba en el apartado 2.4.6 de la memoria del informe de
1981, se ha definido una función de convergencia siguiendo
el camino emprendido por GROTOWSKY (1977 ) y KAMMER (1981),
que desde hace más de treinta años están trabajando dentro
del equipo de JACOBI en el STEINKHOLENBERGBAUVEREIN de ESSEN
(R.F.A.).
Esta función de convergencia debe ser del tipo:
C = C (Gi, DS) (2)
Siendo:
C = convergencia esperada en la galería en final de su vida.
Gi = parámetros geomecánicos considerados.
DS = densidad de sostenimiento.
Evidentemente la utilidad de la función de convergencia
radica en el hecho de que, conocidos los parámetros geomecánicos
del macizo rocoso en que se traza una galería , permite determi
nar la densidad de sostenimiento fijando la convergencia que
se espera en la etapa final.
De acuerdo con estos principios , a finales de 1981, se
utilizaron los resultados parciales de la caracterización geomecá
nica para definir , estadísticamente , una función de convergencia
que resultó ser:
C = 38,45-56,33W+7,48(TG )+0,016.H-1,84(DS)+0,86 RMR (3)
Siendo:
C = convergencia de la galería en etapa final
W = potencia de la capa
TG = tipo de galería
H = profundidad de la galería
DS = densidad de sostenimiento
RMR = índice de Bieniawski
El coeficiente de correlación total, al ajustar por mí
nimos cuadrados , vale r = 0,798 que es muy elevado.
Las correlaciones parciales de la convergencia respecto
a los otros parámetros son:
Correlación de C respecto a W ................... 0,821
Correlación de C respecto a DS ................... 0,588
Correlación de C respecto a TG ................... 0,261
Correlación de C respecto a H ................... 0,047
Correlación de C respecto al RMR ................... 0,014
Como cabía de esperar el mayor peso en la convergencia
corresponde a la potencia de la capa (W) seguida de la densidad
de sostenimiento. El hecho de que la altura a que está situada
la galería tenga una influencia pequeña puede admitirse ya
que esto concuerda bien con la teoría de SCHWARTZ.
Sin ambargo resultaba chocante que el R.M . R. de Bieniawski
tuviera una influencia tan pequeña que prácticamente equivalía
a decir que no existía ninguna relación entre el RMR y el compor
tamiento de la galería trazada en el. Otro tanto se podía decir
del Q de Barton ya que, conforme se indica en el apartado 2.3.2.3
de la memoria del informe de 1981, con los resultados obtenidos
en los pozos Me Luisa, Samuño y Venturo se encontró una correla
ción entre el RMR y Q dada por
R.M.R. = 41,83 + 10 ,35 . Ln Q (4)
Con un coeficiente de correlación r = 0,934 que es con
cluyente.
De todo lo anterior cabía deducir que ni la clasificación
de Barton ni la de Bieniawski eran aplicables para diseñar
el sostenimiento de las galerías de la Hullera del Nalón. Para
proseguir la investigación se decidió dar los siguientes pasos:
- Comprobar la inutilidad de las clasificaciones de Barton
y Bieniawski incorporando el mayor número de datos posibles.
- Seleccionar entre los parámetros geomecánicos manejados
aquellos que mayor significado real tienen para explicar
la convergencia de una galería frente a la densidad de
sostenimiento.
- Establecer una función de convergencia con significación
adecuada y, a ser posible, plantear una clasificación
geomecánica que integrará los parámetros geomecánicos
más significativos.
Estos trabajos , que constituyen el núcleo de la fase
II del proyecto, se realizaron en colaboración con la CATEDRA
DE ESTADISTICA APLICADA E INVESTIGACION OPERATIVA de la E.T.S.
de Ingenieros de Minas de la Universidad Politécnica de Madrid.
2.3.1.- Comprobación de las conclusiones previas
Para esclarecer definitivamente las dudas planteadas
en vez de realizar una correlación lineal múltiple se
realizó una regresión multilineal, paso a paso, empleando
el programa BMDP-1R puesto a punto por la HEALTH SCIENCES
COMPUTING FACILITY de la Universidad de California (U.S.A.).
Para realizar el estudio estadístico se utilizaron
7.480 datos geomecánicos, correspondientes a las 275
galerías encuestadas , que estaban almacenados en cinta
magnética por medio del programa BANCO 1, ya descrito.
A continuación se sometieron todos los datos a
un "Plot" binario que enfrentó la convergencia al resto
de las variables, 14 en total, una por una. Estas varia
bles eran, entre otras el RMR, el Q, la densidad de soste
nimiento, la profundidad de la labor, la potencia de
la capa si la había, la resistencia aparente del macizo,
el buzamiento de la estratificación, etc.
De este plotting binario se sacó en consecuencia
la necesidad de fraccionar los datos en dos grupos, uno
de galerías en carbón y otro de galerías en roca, lo
cual parecía lógico desde un principio, aunque se quiso
comprobar . Así mismo se vid la mejora substancial de
la regresión con la introducción del logaritmo neperiano
de la convergencia.
Con los datos referentes a las 141 galerías en
carbón se hicieron varios intentos de mejorar la correla
ción de la función de convergencia.
Se probó a utilizar la convergencia en altura úni
camente , como se hacía en estudios equivalentes en el
extranjero . Esto dió resultados muy negativos , alcanzán
dose únicamente el 30% de correlación; a partir de estos
resultados se trabajó siempre con la convergencia de
la sección de la galería.
Se probó también el cuadrado de la convergencia;
siempre referida a sección , y se obtuvieron resultados
peores que con el logaritmo . Estos cambios se hacían
teniendo en cuenta siempre las tendencias de los res¡
duales de la regresión.
La mejor regresión se obtuvo entre el log. de la
convergencia , el sostenimiento , la potencia explotada
y el buzamiento de la misma:
Ln Conv. = 3.62-0.28xSost.+ 0,348xPot.-0.01xBuz. (5)
con r = 40% y significación algo peor en la regresión
pero con una excelente correlación, con residuales muy
cercanos, siendo el error standard de estimación de 0,6.
Estos resultados confirmaron plenamente las conclu
siones previas en el sentido de que tanto el R.M.R. de
Bieniawski como el Q de Barton no tienen significación
para explicar la convergencia de las galerías de la Hullera
del Nalón frente a la densidad de sostenimiento.
Conviene, no obstante, aclarar que lo anterior
no quiere decir que las clasificaciones de Barton y Bie
niawski no sean útiles en casos generales , sino que,
sin embargo , no pueden ser aplicadas a la resolución
de un problema tan particular y preciso comc el que aborda
esta investigación.
2.3.2.- Selección de parámetros geomecánicos
Una vez que se confirmó la inconveniencia de utilizar
las clasificaciones geomecánicas clásicas en la investi
gación planteada, se abordó el problema de encontrar
una clasificación geomecánica propia que se ajustara
a las características de las galerías de la Hullera del
Nalón.
Para conseguir esto era necesario seleccionar los
parámetros geomecánicos que explicaran mejor la función
de convergencia establecida y para ello se volvió a real¡
zar una correlación multilineal, paso a paso, utilizando
todos los parámetros que definían la clasificación de
BIENIAWSKI ampliándolos en parte. En este nuevo análisis
se utilizó también el logaritmo de la convergencia de
sección que se enfrentó a veintiocho variables de las
cuales veintitrés provenían del R.M . R., y cuatro de la
potencia de la capa y el restante era la densidad de
sostenimiento.
Del RQD se hicieron 5 partes , de la resistencia
de macizo 7 partes, del estado de diaclasas 3 partes,
del índice de diaclasado 4 partes, del buzamiento 4 partes,
que variaban la clasificación de Bieniawski, al añadir
2 intervalos más, hasta 45° y de 45-60 0 y por último
de la potencia se hicieron otras cuatro partes, menores
de 0,3 m., entre 0,3 m. y 1,20 m., entre 1,20 y 1,80
m. y mayores de 1,80 , atendiendo esta división a los
intervalos de agrupación normales de las capas del yacimiento.
A estos 27 parámetros se añade el sostenimiento,
siempre como densidad, es decir Kg de acero/m 3 de roca
excavada.
Para hacer esta regresión se dió peso 0 en un factor,
a las galerías que no estaban calificadas con ese factor
y peso 1 a las que lo estaban. Esto permitiría después
valorar esos factores como un índice entre dos valores
prefijados , 0-100, por ejemplo, dando el peso adecuado
a cada uno según su influencia en la regresión. Se procesó
con el BMDP-1R, regresión lineal múltiple absoluta.
Una vez realizado este nuevo análisis estadístico
se encontró una nueva expresión de la función de conver
gencia que mejoraba notablemente las correlaciones ante
riores.
En la expresión de la función de convergencia dada
por la relación ( 2), los parámetros geomecánicos que
fueron seleccionados por el programa BMDP iR son:
- ESTADO DE LAS DIACLASAS
- INCLINACION DE LA ESTRATIFICACION
- POTENCIA DE LA CAPA
Fueron rechazados, por su poca significación, el
R.Q.D.; la resistencia del macizo , el índice de diaclasado
y la profundidad de las galerías. Esto no quiere decir
que estos parámetros no sean útiles en los estudios de
estabilidad de galerías de minas, sino que, en el caso
concreto de las galerías en capa de la Hullera del Nalón,
su significación no es suficiente frente a la de los
otros parámetros seleccionados.
Los cuatro parámetros seleccionados se agruparon
en un índice , que denominamos IGME 82, cuya ponderación
se hace a partir de los siguientes baremos:
PARAMETRO DEFINICION CALIFICACION
ESPEJOS DE FALLA 0 DIACLASAS 0
ABIERTAS
ESTADO DE LAS DIACLASAS POCO RUGOSAS 0 CON
DIACLASAS BORDES BLANDOS11
DIACLASAS RUGOSAS 0 CON BOR-
DES DUROS20
INCLINACION 20 -45° 7
DE LA 45 - 60° 4
ESTRATIFICACION 60 - 900 32
0,3 m < 48
POTENCIA 0,3 - 0,8 m 33
DE LA 0,8 - 1,8 m 29CAPA
X1,8 m 19
La expresión final de la función de convergencia encon
trada es la siguiente:
Ln Conv. = 4,15 - 0,032 x (DS) - 0,015 x (IGME 82)
con r= 57% y una significación inferior a l0 5 para F = 33,6
y n = 141. Los resíduos se separan de la regresión menos
del 10%. Esto indica que la probabilidad de que el ajuste
sea aleatorio es inferior al 0,001%.
2.3.3.- Abaco para el cálculo del sostenimiento
La expresión (6) permite, una vez calificado el macizo
rocoso en que va a ser trazada la galería con el indice
IGME 82, definir la densidad de sostenimiento fijando
la convergencia de sección que se quiere admitir en la
galería al final de su periodo de utilización.
Para visualizar gráficamente el empleo de la expre
sión (6) se ha construído el ábaco que se muestra en
la fig. n2 4 y que puede ser empleado para predimensionar
el sostenimiento de las galerías de la Hullera del Nalón
a9
C (q): Reducción porcentual de sección IGME82=20
IGME 82: Indice de calificación
K g aceroDS ( m3
exc): Densidad de sostenimiento
IGME82=40
S (m2): Sección de galería
PF (u): Peso del perfil del cuadro Im IGME 82 =60
DE (m): Distancia entre ejes de cuadros
IGME 82=80
ó
DE=1.25m
DE (m) 2 1,5 1.0 0.5 io 30 voI D
I ó
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íQi 9i�r
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N N�
FIGURA.4. ABACO PARA EL DIMENSIONADO DEL SOSTENIMIENTOEN LA HULLERA DEL NALON DE HUNOSA.
de HUNOSA si se mantiene la metodología actual de coloca
ción de los cuadros metálicos.
Es preciso definir la convergencia , en % de la
sección inicial , que se desea tenga la galería al final
de su vida. Con este dato y la calificación del frente
de la galería según el índice IGME 82 se determina la
densidad de sostenimiento. A partir de aquí conociendo
la sección (m2) que se va a dar a la galería y el peso
de los perfiles TH (Kg/m) que se van a colocar se determina
inmediatamente la distancia a que deben colocarse los
cuadros metálicos.
Este ábaco es válido solamente para las galerías
en capa de la Hullera del Nalón que estén sostenidas
con cuadros metálicos deslizantes, fabricados con acero
de calidad A-37b que tiene un límite elástico de 240
MPa y un límite de rotura de 370 MPa.
Dado que la validez de este método de cálculo del
sostenimiento radica en el análisis estadístico efectuado
sobre la masa de datos utilizada , su aplicabilidad deberá
ser contrastada en los ensayos de comprobación que se
realizarán a lo largo de 1983.
2.4.- MODELO DE AJUSTE DE CONVERGENCIAS
Las medidas de deformaciones , particularmente las convergencias,
constituyen el medio más eficaz de cuantificar el comportamiento
de las estructuras excavadas en macizos rocosos.
En el apartado 2.4 de la memoria correspondiente al informe
de 1981 se exponía detalladamente el estado actual de conocimien
to relativo a la previsión de deformaciones en las galerías
de mina.
En el caso de las galerías en capa existen dos etapas
perfectamente diferenciadas: la convergencia producida exclusi
vamente por el transcurso del tiempo desde que se excavó la
galería y la debida al efecto del paso de los tajos de explota
ción.
En la función de convergencia definida en la expresión
(6) se trabaja con la convergencia final, es decir cuando las
deformaciones de las galerías se han estabilizado; pero es
evidente que la posibilidad de ejercer un control sobre la
calidad del sostenimiento de las galerías radica en poder rela
cionar la convergencia producida en un instante dado con la
que se espera al final de la vida de la galería.
Por ello dentro del desarrollo de este proyecto se ha
previsto la elaboración de un modelo que permita analizar las
convergencias medidas y, a lo largo de 1982, se ha puesto a
punto el modelo correspondiente a la predicción de convergencias
dependientes del tiempo según se expone a continuación.
2.4.1.- Fundamento del modelo
Como punto de partida, de acuerdo con lo indicado en
el epígrafe 2.4.1 de la memoria correspondiente al informe
de 1981, se ha admitido que las convergencias en ausencia
de los efectos de las explotaciones se rigen por una
ley del tipo:
C=B1 . Log ( 1+B) (7)
2
En la cual:
C = convergencia medida en un instante dado
t = tiempo transcurrido
B1 y B2 = parámetro a determinar para cada estación de medida
Este tipo de expresión ha sido empleado con gran
éxito para predecir las convergencias dependientes del
tiempo en galerías trazadas en terrenos carboníferos
y potásicos. CELADA ( 1980).
El objeto del modelo desarrollado radica en definir
los parámetros B1 y B2, a partir de dos medidas de conver
gencia, de tal forma que la expresión establecida tenga
capacidad de predecir la convergencia que va a sufrir
la estación en la que se han efectuado las medidas, dentro
de un intervalo de confianza definido a lo largo de un
periodo de tiempo suficientemente largo.
Una vez ajustada la expresión ( 7) a partir de las
dos medidas iniciales , cada vez que se realice una medición
en la estación considerada el nuevo valor obtenido será
comparado con el que predice el modelo. Si el nuevo valor
de la convergencia cae dentro del intervalo de confianza
definido por el modelo , la situación se considera correcta
y el modelo incorpora el nuevo valor para efectuar un
nuevo ajuste. Si, por el contrario , el valor medido cae
fuera del intervalo de confianza establecido, será nece
sario hacer un diagnóstico de la zona donde está enclavada
la estación antes de adoptar ninguna decisión.
Si se ajusta por mínimos cuadrados la expresión
(7) se deberá minimizar la diferencia
2i=n t.
Scr = F [c. - Bi . log (1 + B1), (8)
i=1 2
En este caso C. es la convergencia medida en el
tiempc ti y n el número de mediciones efectuadas hasta
ese momento.
En el mínimo se deberá cumplir
y Scr
71 B1
(9) o lo que es lo mismo
Scr=
�B20
f1 ( B1 ,, B2) = 0
(10) y de aquí , se puede definir
f2 B1 lo B2) = 0
B1 = F1 (B2)
(11)
B1 = F2 (B2)
Para que pueda ser posible obtener las expresiones
(11) y encontrar el par de valores (B1 „ B2 ) que den el
mejor ajuste, es necesario linearizar la ecuación (8).
Para ello operando, se tiene
i=n 1=111Scr = f (Cmi - Ci )2 = (Cmi-2Cm..Bl.log (1 + B2) +
i=n t.+ B12 log2 (1 + B B12
ir log2 (1 +B1
) -2 i=1 2
i=n t.- 2 B1 F Cmi log (1 +
B1 ) + Cmi (12)i=1 2
t.Llamando p (B2) = log (1 + B1) (13) tenemos, entran
2
do con ( 13) en (12), que:
Scr = A ( B2) . B 12 + B ( B2) B1 + C (14)
Donde A ( B2) y B ( B2) son funciones de P(B2).
Desviando en la ecuación (15), e igualando a cero se tiene
que:
, S B (B2B2 = 0 B1 2A ( B2) = F1B2
(15)
B (B2)
'D B 2
B2=0B1=-
V? (B2)=F2 (B2)
71 B2
La intersección de las dos funciones (15) define
precisamente el par de valores (B1 +1 B2 ) buscado.
El problema que se plantea es que las dos expresiones
contenidas en (15) son prácticamente iguales en un inter
valo próximo a la solución buscada con lo cual los métodos
normales de iteración se traducirían en tiempos de uso
de ordenador extraordinariamente grandes para llegar
a la convergencia.
En este caso para realizar la iteración se ha emplea
do el algoritmo de MARQUARDT , BILES et alt. (1980),
que es una modificación del método de relajación de NEWTON-
RAPHSON con la variante de acelerar la convergencia o
desacelerarla sumando a la matriz de la iteración la
identidad multiplicada por valores comprendidos entre
0 y 1.
Para aplicar este algoritmo se determina una zona
de valores de B1 y B2 en la que la expresión
E B1 - F1 ( B2)J - [ B1 - F2 (B2)1cambia de signo, que corresponde a la zona de intersección
que dará los valores buscados, se calcula el mínimo me
diante corte de la superficie de ajuste S por planos
paralelos hasta obtener una línea cerrada sobre uno de
ellos. Esta línea encerrará el conjunto de puntos más
próximos al mínimo . A continuación se toma un par de
valores cualesquiera correspondientes a los encerrados
por la curva antes determinada y sustituyendolos en la
ecuación (8) se repite el cálculo mediante el algoritmo
de MARQUARDT lo cual permite determinar la solución bus-
cada en siete u ocho iteraciones.
2.4.2.- Estructura del programa de ordenador
A partir de los principios establecidos en el párrafo
anterior se ha elaborado el programa CONVERGENCIAS que
permite la previsión de las convergencias que va a sufrir
una galería en función del tiempo a partir de un par
de medidas realizadas sobre la misma estación.
El programa CONVERGENCIAS se ha escrito en BASIC
para su empleo , en modo interactivo , en miniordenadores
HEWLET-PACARD del modelo HP-9845A.
El programa consta de un programa principal (líneas
10 a 500), desde el que se llama a cinco subrutinas,
que se describen a continuación:
* Subrutina CINTA:
Esta subrutina permite crear nuevos ficheros y almacenar
datos de nuevas estaciones o bien examinar los ficheros
de datos existentes y añadir nuevos datos, así como corre
gir los datos erróneos. El programa principal permite
utilizar directamente datos pertenecientes a ficheros
ya creados. El único parámetro de esta subrutina es N,
que al finalizar la subrutina deberá contener el número
de datos almacenados . Posteriormente , ya en el programa
principal, N pasará a ser el número de datos que se van
a emplear para definir el modelo.
* Subrutina INICIO:
El problema que se trata de resolver es reducir la zona
de búsqueda del mínimo, que inicialmente es todo el plano
B1 , B2 . Mediante esta subrutina se delimita la región
de búsqueda al cuadrilátero definido por el intervalo
B2h, B2 sobre el eje B2.
* Subrutina NIVEL:
Aún cuando la elección de un punto arbitrario en la región
previamente definida podría bastar para asegurar la conver
gencia del proceso iterativo definido en la subrutina
Mínimo, es conveniente elegir este punto inicial de modo
que esta convergencia esté garantizada. Para ello el
programa calcula las curvas de nivel de la superficie
Scr en la región determinada por INICIO y cuando encuentra
la primera curva de nivel que se cierra, define un punto
de partida para el proceso iterativo que garantiza la
convergencia de éste. A través del programa principal
el usuario dice si desea o no que las curvas de nivel
sean dibujadas. (parámetro C ur ). El parámetro B( ) es
una matriz 2 x 1 que contiene el punto de partida así
calculado.
* Subrutina MINIMO:
Esta subrutina ha sido desarrollada sobre el algoritmo
debido a MARQUARDT y necesita que el usuario de un valor
0, inicial normalmente, la convergencia será suficientemente
rápida; de no ser así el cálculo probablemente divergerá,
cuestión que debería solucionarse dando al parámetro
un valor entre 0 y 1. Los parámetros V y W que se han
hecho iguales a 10_3
, indican la precisión con la que
se estima el óptimo . El parámetro S contiene a la salida
de la subrutina la suma de los cuadrados residuales en
el mínimo , lo que será utilizado para definir al intervalo
de confianza del ajuste.
* Subrutina DIBUJO:
Está destinada a la representación gráfica de los resulta
dos y de los datos y seguirse el valor M previamente
definido en el programa principal, que define el tiempo
hasta el que se extiende la previsión, llamándose M el
número de datos que definen el ajuste.
2.4.3.- Listado del programa convergencias
A continuación se incluye el listado del programa CON
VERGENCIAS en la última versión realizada para este
trabajo.
- 1 1•
ere:1 rc c..r ji t:->.=, en = c n ?",t
L.f r
C7 uf. Lici-cro oViere !�, leer los Ir,t os ?'. t, I r >(, Tris v 290
5:) 0;'El R7^ "0I1 0 290�u jis 3IG)J T1 'I'0 A;
I:.PJT "9CuDntos -)untos quieres e-.mear?. Si -uieres u: srlostci fes contesta 0." , i J8:, '': FFf3- GOTA 250`4:) It `;=0 220
2:'0 i )R 1=1 TO N2 1(► OJO 23022U FU!. 1=1 7.0 100230 Ri,AC► T1;T(I),C(I)24 ;,FXT I250. 6FF ERROR2c0 IF N=0 TREN N=I-12'O REDIM C(N),T(N)280 GOTO 330290 BEEP '300 PRINT "El nombre que me has dado para el fichero no es correcto."310 GOTO 130320 CALL Cinta (i4)330 4SSIGN €l TO340 INPUT " 9juieres hacer el ajuste de la curva?",A$3 50 A $=UPC$ (A$ )3b0 I F ( A$="SI") OR ( A$="S") TREN 3903'0 IF (A$="NO") OR ( A$="N") TREN STOP3b0 GOTO 340390 INPUT " 9Hasta que valor de T (en dUas ) vas a extender la orevis iF n?, N="400 Cur=2410 INPUT "9L►uieres que dibuje las curvas de nivel?",A$420 A$=UPC$(A$)430 IF (P.$="S") OR (A$="SI") TREN Cur=1440 IF (A$="N") OR (A$=")4O") TREN Cur=O450 IF Cur=2 TREN 410460 CALL Inicio(N,B1,Blh,B2,B2h)470 CALL Nivel (N,E1,Elh,B2,B2h, Mina$ ,Gal$,Est$,Cur,S (*) )480 CALL .1 inimo (N,B(*),S)490 CALL Dibuja(N,B(*) ,S,�;, 'ina$,Gal$, E;st$)500 E :D
5'0 �Ut Ziutú( )>2.i : prl,r.
54 0 I ; i o550 1 "9juieres c7aoir los i tos un ticher o anti
1043 J=011)50 I •'PUT "Si ._uieres c í..i'i)irr ü1. Gn vá1Ur iritror uc€ n - :,erO, si no apr i e t C O;�1' 1 !)1:" ,J10b0 IF J=0 T'iF\ 1130'_í170 DISI• "1`(";J;10b3 INPUT ")",T(J)1390 DISP "C(";J;11,00 INPUT ")",C(J)1110 PRINT T(I ) ,C(I)1120 SOTO 10501130 REDIM T(ic) C (N)1140 FOR I=K TO N1150 FRINT 41;T(I) ,C(I)1160 NEXT 11170 SU3END1180 SUB Inicio(N,B1,31h,32,B2h)1190 COM T(*) ,C(* ):1200 H=1001210 Tn=T(N)1220 Cont=O1230 Delb=O1240 L-2=.(J00112 50 GOSU3 A1260 FO;: I2=H TO 10000 STEP H1270 GOTO 13101280 Cont=11290 Delb=O1300 FOR B2 =-10000 TO Tm STEP H1310 GOSUB A1320 NEXT B21330 I •F Cont=1 THEN CALL Ojo1340 GOTO 12801350 B2h=B2-H1360 B1=B/A1370 SUBEND1380 A: Delba=Delb1390 A=B=L=E=F=G=01400 FOR K-1 TO N
�. 1410 L=LOG( 1+T(K)/B2)1420 A=A+L'21430 B=B+C(K)*L1440 G=B2*(B2+T(K))1450 E=E+C(K )* T(K)/G1460 F=F+L*T(K)/G1470 NEXT K1480 Delb= B/A-E/P1490 IF Delb*Delba
5�'�, It C=0 I ', 3t.Ú ) �.Ii I ":'C.1ccr 1 íl�iJ r (.(. ., r,�l €r. :.'ü E1t1C.."
r,¿E Í ij&r c 1c. Hurt o: F' y )-4, i ]LIG:: Ur
ó�l)(i L2LEP1ú'.1 P4us)1620 PI'11 J'i 1�1-•''F163o p7II2'JrL IF 7,51 6u40 PFI;=T "3p'1 b5u EN11." 7,5;P1x,r.y,F2x,F2y1b60 Pr1N "SCO,5000,0,5000;SP1;II1,0;It,"lb7ú Ev=5000/(h2-D2h)1bb0 E1;=5000/ ( E 1 -r ] h)lo 90 FC.F J=-10011 9-C) 11r: ETEP t•_AX(1,I1'T((P, 1-i:1r,)/5))1700 I:EXT J1".110 PPINT "P4 0,0;XT;PTW'1720 FOR I=J TO F1 STEP J':AX(1,INT((H1-E.Ih)/5))1730 PRINT "PA"&VAL$(INT (Eh* (I-B1h))) &",0;XT;PU"1'740 PRI1'T "CP-"&VAL$(LE1(VAL$(I))/2)&",-"&VAL$(LEN(VAL$(1))) F";Lb"&VAL$(I) &";PU;FA"&VAL$(1NT(Eh* (I-31h))) &",O;PD"1750 NEXT I1760 PRII:T "PAS000,O;PU;PA2500,0;CPO,-4.5;LE.L1"1770 FOR I=1%2n TO B2 STEP (132-B2h) /51780 PRINT "PAO,"&VAL$(INT((I-B2h)*Ev))&";YT;PU"17:0 PRI11T "CP-"&VAL$(LEIJ(VAL$(I))+.2) &",-.25;LE"&VAL$(I) &"; PU;PA0, &VAI.$(4NT( ( I-B2h ) * Ev)) PD"1800 T'CXT 11610 PRI::T "PU;PA0, 2500 ;CP-9,0;LRE2"1820 PRIO7• "SP2;Ic;"&DAL$(Plx)&""&VAL$(Ply)&""&VAL$(P2x)&","&VAL$(P2y)1830 Sc2=D=01840 FOR K=1 TO N1850 Sc2 = Sc2+C(K)-21860 NEXT K1870 Delta=1001880 H=( B2-B2h)/251890 Scr1=10001900 GOTO 19301910 Scr1=Scr+Delta1920 Delta=Delta/101930 FOR Scr =Scrl TO Delta STEP -Delta1940 DISP Scr1950 Par=O1960 MAT B11=( 9E99)1970 MAT B12= (9E99)1980 POR I=0 TO 251990 A=B=G=E=F=O2000 POR K=1 TO N2010 DEFAULT ON2020 L=LOG(1+T(K)/(B2h+I*H))2030 A=A+L"22040 B=B +C(K)*L-2050 DEFAULT OFF2060 NEXT K2070 B=-2*B
1 1 1
2'.�i, Ir .. . 1) �' rC:ro J I=;) r: 25
21TU Ir x_1(1)=:1''s. 22uu2l 1 (:t 11 (1) >r• 0'�•. ( 311 (I) 31) OR (B12(I)
2590 P)=I:JTLi IS 7,12600 DI" ' :otr.5 [25)2610 DI:•; Dh(2,1),F1),F'tJf(NI ,2),Jft(2 I(2,2),' (2,2
,..r 1 ) (2, , S Cr (1 i�) )2620 val inic:I,,PU°1- "9ParDnetro áel mEtoáo?",LaiTbáa2630 PhI,NT "Parámetro del :Iétodo,La,-nháa=";La.iiibda2640 It=1002650 PRIN7' "Valor inicial de B1=";B(1,1)2660 PFINT "Valor inicial áe B2=";B(2,1)2670 V=4 =.0012680 U=02690 Scra=02700 PRINT " U";TAB(10);"B(1,1)";TAB(25) ;"B(2,1)";TAB(40);"Scr(1,1)";TAB(56 );"Notas"2710 Nuiter:U=U+12720 POR K=1 TO N2730 L=LOG(1+T(K)/B(2,1))2740 F(K,1)=C(K)-B(1,1)*L2750 Jf (K,1)=-L2760 Jf(K,2)=B(1,1)*T(K)/(B(2,1)*(F3(2,1)+T(K)))2770 NEXT K2780 MAT Ft=TRN(F)2790 MAT Jft=TRN(Jf)2800 MAT I=IDN2810 f4AT I= (Lambda)*I2820 MAT M= J f t *J f2830 MAT M=M+I2840 MAT M-INV (M)2850 MAT D=Jft*F2860 MAT Db-M*D2870 MAT Db= (-1)*Db2880 MAT B=B+Db2890 MAT Scr=Ft*F2900 S=Scr(1,1)2910 IF ( ABS(Db (1,1))
3110 Final:SUBEND3120 SUB Dibuja(..,/¡, Ii(*),Scr,N,m ina$ ,Gal$, st$)3130 OPTIOt' BASE 13140 COM T(*),C(*)3150 DIt Te(N),Ce(N)3160 FOR I=1 TO N3170 Te(I)=I3180 Ce(I)=13(1,1)*LOG(1+Te(I)/B(2,1))3190 NEXT 13200 S=SQR(Scr/(M-1))3210 CALL Pinta ( Te ( * ) ,Ce (*) ,T (*) ,C(*) ,:N, Y;,S ,Mina$ ,Gal$,Est$)3220 SUBEND3230 SUB Pinta ( Mode (*), Arge (*) ,N,od(*),Arg (*),tj,M,S,!4ina$ , Gal$,Est $)3240 OPTION BASE 13250 DIM Esc(2)3260 PRINTER IS 163270 PRINT " Coloca la hoja de papel en su sitio."3280 PRINT " Si no has fijado los puntos Pl y P2, fUjalos anora "3290 REEP3300 PAUSE3310 PRINT PAGE3320 PRINTER IS 7,53330 A=INT ( LGT(Arge ( N)+3*S))3340 A=10^A3350 FOR J=1 . 5 TO 10 STEP .53360 K=J*A3370 IF K>Arge ( N)+3*S THEN 33903380 NEXT J3390 Esc ( 1)=5000/N3400 Esc ( 2)=5000/K3410 PRINT " SCO,5000,0 , 5000;PU ; SP1;DI1,0"3420 FOR I=0 TO N STEP PROUND ( N/10,1)3430 PRINT "PA"&VAL$(INT(Esc ( 1)*I))&",O;XT ;PU;CP-"&VAL$(LEN(VAL$ ( I))/2)&",-"&VAL$ ( LEN(VAL$(1)))3440 PRINT " LB"&VAL$ ( I)&";PUPA"& VAL$(INT ( Esc(1 )* I))&" 0O ;PD"3450 N EXT I3460 PRINT " PA5000,0,5000,5000,0,5000"3470 PRINT "PU;PA2450,0;CPO,-4.5, LBT(di'as)"3480 POR 1=0 TO K STEP 103490 PRINT " PAO,"&VAL $( INT(I*Esc(2)))&";YT;PU"3500 PRINT "CP-"&VAL$( LEN(VAL$( I))+.2)&",-.25;LB" &VAL$(I)&";PU;PAO ,"& VAL$(INT ( I*Esc ( 2)))&";PD"3 510 NEXT 13520 PRINT "PU;PAO,4500 ;CP-9,0;LBC(m a);SP4 ; SM*;LTO"3 530 FOR 1=1 TO M3540 PRINT "PA "&VAL$ (INT(Mod ( I)*Esc (1)))&","&VAL$(INT(Arg(I)*Esc ( 2)))&";PD"3550 NEXT 13560 PRINT "PU; S+4; SP2"3570 FOR J=-3*S TO 3*S STEP 3*S3580 PRINT "PU;LT2,2"3590 IF J=0 THEN PRINT "LT"3600 FOR 1=1 TO N
3b10 i�,=I:JT( (J+r,r;e(I))*Esc(2))3o20 K>=0 Tt E'J PP17,1T "PA"&VAL$(IJT(y,ooe(I)*I.SC()))£3630
i1LX1' I3b40 NEXT J3650 PRIMI, "Pu;L-]';CS4;SPI;PAJ,5500;LB•Sina: Galeri'
a: "3b6 C) PRI.JT Gal$;" Lstacio"n: ";Est$;";SPO"36"70 PFINTER IS 163b8 0 SUBEi�D3690 SUB Ojo3700 PRINTER IS 163710 BEEP3720 6AIT 1003730 BEEP3740 WAIT 1003750 BEEP3760 PRINT " No he logrado encontrar un n►Uni:no."3770 PRINT " Si quieres volver a correr el programa aprieta R
U:J.3780 STDP3790 SUBE:ND
PROGRAMA DE TRABAJOS PARA 1.983'
De acuerdo con el plan de trabajo previsto para la realización de
este proyecto, a lo largo de 1983 deben realizarse los siguientes
trabajos
FASE DELOBJETO FINALIZACION
PROYECTO
Análisis sobre las condicionesII actuales Abril 1983
Comprobación de la investiga -III ción Diciembre 1983
Optimización de la investiga -IV Diciembre 1983cion
Por lo que se refiere a la finalización de la fase II
del proyecto todos los datos geomecánicos disponibles serán analizados
de nuevo mediante los programas de ordenador que han sido puestos
a punto: BANCO 1, BMDP-1R y CONVERGENCIAS.
El objetivo de este nuevo análisis de la información
obtenida se concreta en dar una mayor fiabilidad a la función de
convergencia establecida y afinar la clasificación IGME 82.
A principio de 1983 está previsto el comienzo de los
ensayos de comprobación . A tal fin, en el mes de Septiembre de 1982,
se sometió a la aprobación de la Gerencia de la Hullera del Nalón
una propuesta sobre los ensayos a realizar . Es conveniente resaltar
que, aunque en el pliego de condiciones técnicas de este proyecto
se consideraban dos ensayos de comprobación , en la propuesta realizada
se proponían seis ensayos a realizar en 1983 con lo cual el proyecto
va a ver notablemente aumentada su fiabilidad al estar fundado sobre
una base experimental muy importante.
Una vez estudiada esta propuesta se celebró una reunión
en la Gerencia de la Hullera del Nalón a la que asistieron por parte
de HUNOSA el Gerente de la Hullera del Nalón , el Director de la Divi
sión de Desarrollo Industrial, y dos técnicos de la Empresa; Por
parte del IGME asistió el Jefe de la División de Geología Aplicada
a la Ingeniería y por parte de Esboga Geotécnica , S.A. los responsa
bles del proyecto.
En esta reunión el Gerente de la Hullera del Nalón expresó
su interés en el sentido de que la parte de aplicación práctica del
proyecto se centrara fundamentalmente en la utilización de los cuadros
metálicos en las galerías en capa ya que este tipo de sostenimiento
es el más empleado en estas galerías, tanto en España comc en el
extranjero , y es donde mayores frutos puede dar la aplicación de
las conclusiones de la investigación realizada.
Consecuentemente con lo anterior se han seleccionado
las seis galerías siguientes para realizar los ensayos de comprobación:
Pozo Carrio
1. Guía Vena Techo 68 Planta 52 Corte Izda.
2. Guía Vena Techo 64 Planta 52 Corte Dcha.
Pozo Samuño
3. Guía Falsa 79 Planta Este
4. Guía Corral 74 Planta Este
5. Guía Trabanco 79 Planta Oeste
Pozo Mi Luisa
6. Guía Carbonero 8 59 Planta 4' Rama Este
Estas galerías representan ampliamente a las galerías
en capa típicas de la Hullera del Nalón. Las dos galerías selecciona
das en el Pozo Carrio presentan una estratificación comprendida entre
30 y 40 0 ; con un comportamiento deficiente . Las galerías del Pozo
Samuño tienen una estratificación con más inclinación , sobre los
50°, excepto la Guía Trabanco , que tiene unos 40 45° , y que presenta
importantes problemas de conservación. Por último la Guía del Carbonero
de la 82 es una típica galería en capa con un comportamiento muy
bueno en las condiciones actuales.
En una primera fase las galerías seleccionadas serán
observadas , sin modificar las condiciones actuales de avance, aplican
dose la metodología de caracterización y control puesta a punto en
este proyecto: caracterización geomecánica , ensayos " in situ", medidas
de deformación del macizo rocoso y medidas de tensión- deformación
en los cuadros.
En una segunda fase se aplicarán las conclusiones parciales
del proyecto para realizar un seguimiento del diseño del sostenimiento
basándose en el índice IGME 82.
Por último se acometerá la fase de optimización del proyec
to en la que se pretende afinar las conclusiones parciales en base
a los resultados obtenidos en la fase de ensayo y teniendo muy en
cuenta los condicionantes de organización que deben ser aplicados
en cada ciclo de trabajo.
I •
De acuerdo con lo expuesto a lo largo de este segundo informe parcial
sobre el proyecto de OPTIMIZACION DEL SOSTENIMIENTO EN LAS GALERIAS
DE LAS MINAS DE HULLA SEGUN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS DE LAS
ROCAS Y DE LOS FACTORES DE EXPLOTACION, en 1982 se ha finalizado
la Fase 1 del proyecto y se ha avanzado notablemente en la Fase II.
La gran masa de datos obtenida ha sido almacenada en
el programa BANCO 1 y por medio del programa BMDP-1R se ha efectuado
un análisis estadístico que ha permitido establecer una función de
convergencia que caracteriza con una significación muy importante
el comportamiento geomecánico de las galerías estudiadas.
Esta función de convergencia relaciona la reducción porcen
tual de sección de la galería, en etapa final, con la densidad de
sostenimiento y con un indice de clasificación denominado IGME 82
que caracteriza el frente de las galerías.
A lo largo de 1983 se finalizará el análisis de los datos
obtenidos, se realizarán los ensayos de comprobación y con los resulta
dos obtenidos se conseguirán las conclusiones previas para optimizar
la investigación realizada.
* BILES, W.E.; SWAIN, J.S.
Optimization and industrial experimentation
John Wiley and Sons. 1980
* CELADA, B.
Determinación de un sistema de control sobre la eficacia del bulonaje
en galerías
E.T.S. de Ingenieros de Minas, Oviedo 1977
* GROTOWSKY, U.
Nouvelles techniques de soutenement en voie
heme Conference Internationale sur les pressions des terrains
Banff, Canada 1977
* KAMMER, W.
Amount of support metal required for roadways with yielding arch supports
Glückauf, (Translation) 117 (1981) N2 15
* WILSON, A.H.
The Stability of Underground Workings in the Soft Rocks of the Coal
Measures
University of Nottingham. Thesis for the Degree of Doctor of Philosophy
April 1980
OPTIMIZACION DEL SOSTENIMIENTO EN LAS GALERIAS DE LAS
MINAS DE HULLA SEGUN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS
DE LAS ROCAS Y DE LOS FACTORES DE EXPLOTACION
(INFORME ANUAL DE 1.982)
MEMORIA
1.- INTRODUCCION
2.- METODOLOGIA EMPLEADA
2.1. Caracterización Geomecánica
2.1.1. Estudio Geológico-estructural
2.1.1.1. Metodología seguida
2.1.1.2. Parámetros estudiados
2.1.1.3. Síntesis de la zonificación de los Pozos Sotón
y M$ Luisa
2.1.2. Caracterización de los frentes en avance
2.2. Campaña de medidas
2.2.1. Ubicación de las estaciones de medida
2.2.2. Perforación de los taladros
2.2.3. Puntos fijos para la realización de las medidas
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