Maqueta art Geocontrol

Geotecnia
Se trata de una mina de hierro subterránea abandonada, en Burguillos del Cerro (Badajoz).
Contribución al conocimiento geotécnico de
la Mina Mochi de cara a su musealización
En el presente estudio se describe la metodología, trabajos realizados y resultados del estudio geotécnico preliminar
de la mina de hierro subterránea abandonada Monchi, de Burguillos del Cerro. En esta mina se están desarrollando diversos
estudios encaminados a su musealización. El alcance del presente trabajo es únicamente estudiar las características
geotécnicas de una parte concreta de la mina con objeto de establecer una posible metodología para el estudio del resto
de las galerías, así como para otras minas españolas semejantes que deseen convertirse en minas museo. De cara a una
posible puesta en valor de cualquier espacio subterráneo, es imprescindible hacer un análisis geotécnico de estabilidad de
los minados. Se han realizado estaciones y clasificaciones geomecánicas, un estudio tenso deformacional por elementos
finitos así como un estudio de cuñas. El objetivo final es conocer el grado de estabilidad y Factor de Seguridad de los
minados previamente a su posible aprovechamiento turístico.
a Mina Monchi se encuentra en el término
municipal de Burguillos del Cerro, al sur
de la provincia de Badajoz. La mina se localiza en el paraje de La Sierra del Cordel, el yacimiento (escombreras, corta y mina de interior)
ocupa un área de unas 4 hectáreas.
La mina se abandona en 1978. Desde
hace varios años se vienen llevando a cabo diversas investigaciones en el interior de las galerías así como estudios encaminados a la
puesta en valor y musealización de la mina.
L
Palabras clave: ESTABILIDAD, FACTOR DE
SEGURIDAD, GALERÍA, GEOLOGÍA,
GEOTECNIA, MINA, MODELIZACIÓN, MUSEO,
SUBTERRÁNEA, VISITABLE.
JORDÁ BORDEHORE, L. (*)
JORDÁ BORDEHORE, R. (**)
FERNÄNDEZ AMO, F.J. (***)
(*) Geoconsult España Ing. Consult., S.A.
(**) Rudnik Ciencias de la Tierra, S.L.
(***) Técnicas Mineras de Sta. Marta,S.L.
Contexto geológico
La Mina Monchi se ubica en la zona de Ossa- Descripción de la galería y posible
Morena. Los materiales que aparecen en el recorrido visitable
[Figura 2] .- La longitud de la galería hasta
área de estudio corresponden al dominio de La galería practicable de la mina Monchi (Figs.
la estación geomecánica es de algo más
Alconera-Arroyomolinos, de origen Precámbri- 1 y 2) está entre las minas Consuelo y Aurora,
de 150 m. Incluyendo ramificaciones y
co, Cámbrico, Devónico, Carbonífero, Terciario siendo uno de los recorridos de interior más exotras galerías el recorrido por este nivel
asciende a casi 300 m
y Cuaternario. En la zona de estudio se pue- tenso y espectacular de Extremadura. Se trata
den aislar una serie de afloramientos caracteri- de una galería principal con otras dos perpenzados por una estratigrafía específica de los diculares, que se abre a través de una bocami- na, parcialmente taponada, por el desprendimiento del murete de sujeción. Las
materiales Cámbricos: la Formagalerías del primer nivel de la mina
ción Carbonatada Cámbrica de la
Monchi, la única planta accesible
Sierra del Cordel.
actualmente. Tienen un recorrido
El yacimiento de la mina Monchi
de aproximadamente 350 metros liy la vecina Aurora es de tipo skarn y
neales, de los cuales se estima que
está localizado en las proximidades
serían potencialmente visitables
del contacto entre las rocas ígneas
unos 275 metros.
ácidas del batolito granítico zonado
de Burguillos del Cerro y los márMetodología de trabajo
moles cámbricos de la Sierra del
La descripción de la metodología a
Cordel. El skarn del yacimiento maseguir para el estudio geotécnico de
nifiesta unas peculiaridades que lo
las obras subterráneas desde el
hace diferente y más atractivo despunto de vista de la mecánica de
de el punto de vista científico, como
rocas y los sostenimientos a diseñar
son los altos contenidos en boro y
queda perfectamente definida en
tierras raras de los fluidos mineralilos trabajos de Barton (1974), Hoek
zadores. Como consecuencia del
y Brown (1980) y, especialmente,
metasomatismo de fluidos ricos en
los de Hoek et al. (1995). Estos esesos elementos aparece una para[Figura 1] .- La primera parte de la galería esta reforzada con
ladrillo y encaja en granodioritas muy meteorizadas (2009).
tudios están sintetizados en los texgénesis única en toda Europa.
䡵
䡵
22
170
Geotecnia
tos en castellano de Ramírez (1991), Cornejo y
Savador (1996) y López Jimeno (2003). El estudio de la estabilidad de cualquier obra subterránea esta consensuada internacionalmente.
1. En primer lugar se realiza un estudio preliminar de las necesidades de sostenimiento en base a clasificaciones geomecánicas (como se desarrollará más adelante). Siendo también muy importante
observar los métodos constructivos históricos de la zona.
2. Una vez predefinida la cuantía y tipo de
sostenimiento a emplear (cerchas, gunita,
mallazo, bulones, etc.) se debe de verificar la validez de la solución mediante un
modelo numérico de elementos finitos o
diferencia finitas. Este modelo contemplará un criterio de rotura o resistencia del
macizo rocoso con las tensiones locales
actuantes. De esta forma se validarán las
observaciones y clasificaciones geomecánicas del modelo empírico.
3. En ocasiones son necesarios otros estudios complementarios como puede ser
un estudio hidrogeológico, análisis de posibles cuñas inestables y el estudio geotécnico de los emboquilles.
4. Si la obra subterránea interfiere con una
ladera, obra civil o zona edificada, donde
puede haber afecciones como movimientos de taludes y subsidencias: es preciso
un modelo que contemple la interacción
hueco- estructuras.
Estadillo de estación geomecánica:
adaptación a minas abandonadas
Una vez conocida la metodología teórica y de
cálculo de gabinete, es cuando se deben de
realizar estadillos de campo lo más simplificado posibles con objeto de que sean fácilmente rellenables. No se debe olvidar que una
cosa es la teoría y el trabajo en gabinete a la
lumbre, y otra bien distinta tomar datos en
campo con viento y frío o en el interior de una
húmeda galería. No se puede pretender rellenar estadillos complejos.
䡵 [Figura 3]
.- Determinación preliminar de las necesidades o cuantía de sostenimiento de un
túnel mediante el índice Q (Cornejo, 1996). Nótese que para un macizo de calidad buena (en
abscisas hacia la derecha) y un diámetro equivalente no muy grande (parte inferior) el punto
de cruce estaría en el ángulo inferior derecho, el cual corresponde a sostenimiento o refuerzo no
necesario. Por el contrario según nos desplacemos en el gráfico hacia el ángulo superior izquierdo
irá aumentando la cuantía de sostenimiento: gunita y bulones hasta llegar a zonas con cerchas.
䡵 [TABLA I]
.Valoración final
RMR y clasificación.
SRF o Stress reduction factor, es el coeficiente que tiene en cuenta la influencia del estado tensional del macizo rocoso.
De esta forma los diferentes cocientes tienen una significación especial:
(RQD/Jn ), indica el tamaño de bloque.
(Jr /Ja ), la resistencia al corte entre los bloques.
(Jw /SRF) la influencia del estado tensional,
de difícil interpretación.
Para definir el tipo de sostenimiento a partir
del índice Q, se introduce este valor. así como
el diámetro equivalente en el ábaco inferior
(Fig. 3). El diámetro equivalente del túnel es el
cociente entre el diámetro de túnel y el Excavation Support Ratio (ESR ) una especie de factor de seguridad.
La incidencia de estos parámetros se expresan mediante un índice llamado Rock Mass
Rating (RMR) que varía de 0 a 100. Para aplicar la clasificación RMR se divide el macizo a
lo largo del eje del túnel o mina en tramos que
tengan unas características geológicas más o
menos uniformes (Tabla I).
Resultados geotécnicos en la galería
Se ha realizado una estación geomecánica en
la galería del primer nivel, en la zona de confluencia con 2 galerías perpendiculares en filón.
Este punto tiene además la particularidad de
observarse una cuña desprendida del techo,
con una geometría muy bien definida (Fig 4).
Clasificación geomecánica RMR
Índice Q
Esta clasificación fue desarrollada por Barton,
Lien y Lunde, en 1974. Está basado en la evaluación numérica de seis parámetros dados
por la expresión:
Q = (RQD/Jn ) • (Jr /Ja ) • (Jw /SRF)
Donde:
Jn es el índice de diaclasado, e indica el grado de fracturación del macizo rocoso.
Jr es el índice de rugosidad de las discontinuidades.
Ja es el índice de alteración de las discontinuidades.
Jw es un coeficiente reductor por presencia
de agua.
Fue desarrollada en Sudáfrica por Beniawski
en 1973, y posteriormente revisada por el mismo autor en 1976 y 1979, siendo la última
versión la de 1989. Permite relacionar los índices de calidad con cuantías de diseño. La clasificación tiene en cuenta los parámetros siguientes:
• Resistencia uniaxial de la matriz rocosa.
• Grado de fracturación en términos del
RQD.
• Espaciados de las discontinuidades.
• Condiciones de las discontinuidades.
• Condiciones hidrogeológicas.
• Orientación de las discontinuidades respecto a la excavación.
23
170
䡵 [Figura 4]
.- Toma de medidas de buzamientos
de juntas en la cuña caida en la intersección
de las galerías con la principal de arrastre en
calizas cámbricas.
Geotecnia
Clasificación RMR, de Bieniawski
(Mina Monchi)
Clasificación geomecánica según
Índice Q (Barton)
Para el primer sumando del índice, el RMR1,
se ha considerado una resistencia a compresión simple de la roca intacta (a partir del esclerómetro) de 50 MPa, lo que le otorga 4 puntos.
El segundo sumando, RMR2, es función del
RQD, que se ha obtenido mediante la formulación de Priest y Hudson:
-0,1l
RQD = 100•e (0,1l+1)
Se considera la misma zona de estudio, en el
cruce de galerías. La fórmula del índice Q indica que:
Q = (RQD/Jn ) • (Jr /Ja ) • (Jw/SRF)
Donde l = unidad longitud/nº juntas =
0,20, puesto que se ha considerado una separación de juntas de 0,20 a 0,40 m. Según
este criterio el RQD = 99,98 %. Que, sin embargo, parece algo elevado dado el aspecto
que presenta el macizo rocoso en el entorno.
Es posible también determinar el RQD de
acuerdo a la formulación de Palmströn, según
la fórmula:
RQD = 115 – 3,3 Jv
Donde Jv es el índice volumétrico de juntas:
Jv=1/Si =1/S1+1/S2= 1/0,20+1/0,40 = 7,5
Quedando el RQD =115–3,3•7,5= 90,25%,
Valor que parece más razonable. La puntuación quedaría en una horquilla para el RMR2
entre 17 y 20 puntos.
El tercer sumando, el RMR3 según la separación de diaclasas de 0,20 a 0,40 m tiene un
valor de 10 puntos.
Para el cuarto sumando, sobre estado de
las diaclasas, RMR4, se han considerado Los
datos de la Tabla II.
Por tanto, el valor del sumando es:
15 < RMR4 < 23.
Por su parte, el sumando RMR5 es función
de la infiltración de agua, en el caso estudiado
las juntas se encuentran ligeramente húmedas
por tanto RMR5 = 10
Así pues el índice RMR básico está en el
entorno: 56 < RMRb < 67. Este RMR es preciso corregirlo según la orientación de las juntas mayoritarias en el entorno de la zona de
estudio. Se estima que son desfavorables en
un grado medio, por lo que se minorará el
RMRb restando 5 puntos. El RMR quedará
por tanto: 51 < RMR < 62.
En el caso que nos ocupa: RQD esta en la
horquilla entre un 90 y 100%.
El Jn o índice de diaclasado toma un valor
de 9 para tres familias de diaclasas; sin embargo, dado que es una intersección de galerías este debe de corregirse y al estar en el
denominador minorarse multiplicándolo por 3
(2 en el caso de las boquillas).
Las diaclasas estudiadas son planas, rugosas e irregulares (categoría E) por lo que se le
otorga un valor de Jr =1,5. En cuanto a la alteración de las diaclasas, hay minerales de relleno de escaso espesor Ja = 8,0.
El parámetro correspondiente a la presencia de agua es el Jw. La galería esta ligeramente húmeda o con pequeñas afluencias de
agua en la zona de estudio por lo que Jw =
1,0. Bien es cierto que existen algunas zonas
puntuales con mayores caudales, pero se trata de zonas concretas en donde el análisis
debe de particularizarse.
El SRF es el factor que tiene en cuenta el
efecto tensional. La zona estudiada se encuentra a una profundidad de 120 m. La tensión vertical efectiva es σv = γ•H = 0,027
3
(MN/m ) • 120 (m) = 3,24 MPa. Este factor relaciona la tensión mayor (en este caso se asume la litostática) con la resistencia a compresión de la roca intacta (σci ) que es de 50 MPa.
Por tanto el cociente será: σc /σ1 = 36/3,24 =
15,43 (dentro del intervalo 10 – 200), es decir
en el rango de tensiones medias: SRF = 1
El índice Q se moverá para la encrucijada,
en una horquilla de Qmín a Qmax. 0,625 < Q <
0,694.
Se ha considerado la zona de
encrucijada, el índice Q en las
galerías de esta zona de la mina
sería de Qgalería = 3 • 0,625 =
1,875, tomando el valor de Q
menor para estar del lado de la
seguridad.
䡵 [TABLA II]
.- Clasificación y puntuación de la calidad de las juntas en la estación
geomecánica de la mina Monchi.
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170
Para el cálculo de los vanos estables, según la tabla de Barton es importante considerar el factor ESR, factor de seguridad en función del tipo de uso. Consideramos que el uso
turístico entraría dentro de “instalaciones deportivas” con un ESR entre 0,5 y 0,8, por razones obvias para el estudio de la situación
actual se toma ESR = 1
Tomando los valores de la zona de la encrucijada Q = 0,625 y para un vano de 4,50 m
entrando en el grafico de la Fig. 3, resulta que
la galería es inestable y necesita refuerzo (zonas 4 y 5 de Barton). Si se considera un índice Q de 1,875 para las galerías con ese mismo vano de 4,5 m también resulta inestable
pero próximo a la categoría de autoestable (si
se considera un ESR más propio de mina turística entorno a 0,5 a 0,8 se requiere refuerzo). De las observaciones directas se desprende que podrían hacer falta solamente bulonados ocasionales y alguna cercha.
Tiempo de estabilidad
El grafico de la Fig. 5 puede aplicarse con el
índice Q o el RMR. Entraríamos con índices
Q = 0,625, o bien RMR = 51; y para un vano
de 4,5 m el tiempo de estabilidad de la cámara estaría entre 1 mes y 1 año
Cálculo de cuñas. Inestabilidades
controladas estructuralmente en
galerías mineras
En túneles y galerías mineras excavadas en
macizos rocosos fracturados a una profundidad relativamente somera, la forma más típica
de inestabilidad es el de la caída de cuñas formadas en el techo o hastiales. Estas cuñas se
forman por la intersección de juntas y planos
de estratificación, que separan el macizo rocoso en unidades discretas. Se requiere la intersección de 3 planos con la galería para la
formación de una cuña. El proceso de rotura
䡵 Figura 5] .- Tiempo de estabilidad (CORNEJO, 1996).
Geotecnia
䡵 [TABLA III]
.Juntas obtenidas
mediante análisis
estadístico del
estereograma .
䡵 [Figura 7]
.Estereograma de
las juntas
estudiadas para
su combinación
en cuñas de tres
en tres.
䡵 [Figura 6]
.- Esquema 2D y estereograma de
caída de una cuña de bóveda por efecto de
la gravedad, sin rozamiento. Nótese como el
centro del estereograma queda englobado
por la cuña. Tomado de Hoek y Brown (1980).
se inicia con la caída de una cuña y prosigue
con otras cuñas hasta que se forme un arco
estable natural en la roca que evita la caída de
más rocas o hasta que el espacio libre se llena de material caído (Fig. 6).
Los pasos que se requieren para estudiar
el problema de cuñas en una galería son los
siguientes:
1.-Determinación del buzamiento y dirección de buzamiento medio en una serie
significativa de juntas.
2.-Identificación de potenciales cuñas que
puedan deslizar o caer desde las paredes o la clave.
3.-Cálculo del factor de seguridad de cada
cuña según el modo de rotura.
4.-Cálculo de la fuerza de sostenimiento o
refuerzo para elevar el factor de seguridad de cada cuña a un nivel aceptable.
Resultados en el cruce de galerías
La estación geomecánica se ha realizado justo
en el cruce de galerías donde se ha desprendido una cuña de clave. Las familias de juntas
obtenidas mediante el análisis del estereograma (Fig. 7), se detallan en la Tabla III.
Para el estudio de la estabilidad de las cuñas formadas se considera además de la geometría los parámetros resistentes de las juntas
así como lo efectos tensionales del terreno
(empleando elementos de contorno). Para es-
timar los parámetros resistentes de la fracturación se aplica el criterio de Barton-Bandis:
jr = (jb – 20) + 20 (r / R)
Donde: jb , el ángulo de fricción básico
para las calizas es de 34 (calizas secas, Ramírez 1991); r, según las mediciones esclerométricas en las juntas es 20; y R en la matriz rocosa es de 36. De esta ecuación se desprende
que jr = 25º.
Para estimar los parámetros resistentes de
las juntas se tiene en consideración que los
planos contienen estrías de falla milonitizada y
por lo tanto se supone que los parámetros son
los residuales y no los de pico. Además al haber sufrido desplazamientos tectónicos las juntas la cohesión de las mismas C = 0
La galería tiene una dirección de avance de
N300E, una anchura de 4,50 m y 2,10 m de
altura.
En caso de considerar los efectos tensionales a una profundidad de 120 m, el Factor de
Seguridad es FS = 0,983. Sin considerar los
efectos tensionales y solamente los parámetros resistentes de las juntas y su propio peso,
el FS de la cuña de clave es de 0,0.
Este último valor no es realista, pues de haber sucedido así, la cuña se hubiera caído en el
mismo momento de abrirse la galería (tras una
pega). Por tanto, la cuña ha permanecido in situ
con un FS algo por encima de la unidad en una
situación meta – estable. Para dar con un FS
semejante es necesario incluir en el análisis el
estado tensional (Fig. 8). Solamente por efecto
de un ligero empeoramiento de las condiciones
geotécnicas (tales como pequeñas roturas de
puentes de roca) o bien una ligera presencia de
agua en las juntas han llevado a la roca a un
FS<1 y, por lo tanto, desestabilización y caída
de la cuña, tal y como se aprecia, al cabo de algunos años de abandono de la explotación.
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170
䡵 [TABLA III]
.- Cuña de clave y valores de
las tensiones normales (por elementos de
contorno). En el estudio de las cuñas se
ha tenido por tanto en cuenta el estado
tensional actuante.
Modelo numérico
Para el cálculo numérico de la galería se ha
empleado el Phase2 7.0 de la firma Rocscience. Se trata de un programa de análisis
bidimensional elasto-plástico mediante elementos finitos para el cálculo de excavaciones subterráneas o superficiales en rocas o
suelos. Phase2 puede modelizar diferentes
modelos de rotura como: Cam-Clay, CamClay modificado, y Duncan-Chang para aplicaciones de suelos; Hoek-Brown, HoekBrown generalizado para el análisis de la resistencia de los macizos rocosos y MohrCoulomb, el cual puede ser modificado en
función de la profundidad. También permite el
modelizado de juntas.
Geotecnia
䡵 [TABLA IV]
.- Resultados envolventes de rotura.Parámetros a
introducir en Phase 2.
䡵 [Fig. 9].- Aplicabilidad del criterio de Hoek y Brown (Ramírez, 1991).
Criterio de rotura de Hoek-Brown
Empíricamente se ha demostrado que la envolvente de rotura en macizos rocosos se asemeja
más a una curva que a una recta. El criterio de
rotura más empleado en la actualidad es el de
Hoek y Brown. Era frecuente que los programas
de cálculo emplearan el criterio de Mohr Coulomb, por lo que es habitual otorgar al macizo
unos valores de cohesión y fricción instantáneos
obtenidos por ajuste de la recta de Mohr Coulomb a la envolvente de Hoek y Brown para un
estado tensional local. El Criterio Generalizado de
Hoek y Brown es un criterio de rotura empírico
que establece la resistencia del macizo rocoso
en función de las tensiones principales mayor y
menor. En general, es aplicable a macizos rocosos isótropos, que en la práctica se traducen a
macizos intactos o muy poco fracturados (donde se emplearía la formulación de 1980) o, por el
contrario, muy fracturados, más de cuatro familias de fracturas semejantes, y teniendo muy de
cerca el factor escala (Fig. 9).
Se aplicará el criterio de Hoek y Brown para
establecer la envolvente de rotura de macizo
rocoso y se hará un ajuste de Mohr Coulomb
según los estado tensionales actuantes a 120
m de profundidad (Fig. 10).
[Fig. 11] .- Tensión
litostática. La etapa de
cálculo corresponde a
la tensión litoestática
actuante con un K0
supuesto de la
unidad.
La resistencia a compresión de la roca intacta es σci = 50 MPa. El valor de mi para la
calizas, según las tablas de Rocdata (el programa empleado para trazar la envolvente) es
= 8. El Factor D tiene un valor aproximado de
0,4 entre excelente y mala voladura.
Por su parte, se determina el GSI con la
fórmula GSI = RMR 89, básico seco – 5 por
lo que el GSI = 56.
El peso específico asignado a la calizas cre3
tácicas es de 0,027 MN/m .
Los resultados que arroja la hoja Rocdata
para efectos tensionales en el interior de túneles con una cobertera de 120 m, son los de la
Tabla IV.
Resultados tenso deformacionales en
la galería
Se ha escogido una malla mediante elementos
triangulares de seis nodos. Con el límite a una
distancia 5 veces el hueco. Se ha modelizado
la parte más ancha de la galería de acceso,
que coincide aproximadamente con la zona de
caída de la cuña (Fig. 11).
Los movimientos máximos del terreno debidos a los efectos tensionales son menores de
l milímetro. El régimen es elástico. No se produce plastificación alguna del terreno. Por otro
lado y como cabria esperar, no se produce
plastificación del terreno. El rango de esfuerzos
es claramente elástico (Fig. 12).
En la Fig. 13 se muestra gráficamente los
tipos de inestabilidades que típicamente se
pueden presentar según la calidad del macizo
rocoso y el estado tensional. En el caso que
hemos estudiado la calidad del macizo rocoso estaría en el entorno de un GSI≈RMR de
56. Siendo el cociente σ1 /σc = 3,24 MPa/50
MPa = 0,065; por tanto < 0,15. Según el gráfico nos situaríamos en la primera línea correspondiente a bajas tensiones in situ y macizo
rocoso moderadamente fracturado (en el centro de la primera línea).
Ello sitúa en un modo de rotura según caí-
䡵 [Fig. 12]
.Tensiones
principales
mayores (Sigma 1)
después de la
excavación, hay
una muy ligera
concentración
de tensiones.
䡵 [Fig. 10]
.- Sobre estas líneas, estudio de
los parámetros instantáneos en un criterio
no lineal. (Tomado de Hoek, 2007, practical
Rock Engineering).
40
142
Geotecnia
Referencias
• ATIENZA CLEMENTE, I. (1999). Conservación
de las antiguas canteras subterráneas de Colmenar de Oreja para mina – museo. Proyecto Fin de
Carrera, E.T.S. Ingen. de Minas de Madrid. 234 pp.
• AYALA CARCEDO, F.J., LAIN HUERTA, R.,
LAIN HUERTA, L., PERIANES VALLE, E., (1986). Introducción a los usos industriales y urbanos del
espacio subterráneo y su tecnología. Serie Espacio Subterráneo. IGME, 364 pp.
• BARTON, N.R., LIEN, R., y LUNDE, J. (1974).
Engineering classification of rock masses for the
dessign of tunnel support. Rock Mechanics, 6 (4),
189–239.
• CORNEJO L., y SALVADOR, E., (1996). Manual de túneles interurbanos de carretera. Ed.
Gobierno Vasco, 211 pp.
• GOODMAN, R.E. y SHI, G., (1985). Block Theory and its application to rock engineering, Prentice Hall. London
• CURRAN, J.H., CORKUM, B., HAMMAH, R.E.,
(2004). Three-dimensional Analysis of Underground Wedges under the Influence of Stresses.
Proceedings of the Gulf Rocks '04 Conference, June
2004, 38 (2001) 449-466, Elsevier Science Inc.
• HOEK, E., (2007). Practical Rock Engineering.
Apuntes de acceso libre en internet 27/02/2008, Hoeks Corner. 16 capítulos. 313 pp. , www.rocscience.com.
• HOEK, E., y BROWN, E.T. (1980). Underground Excavations in Rock. Ed. Institution of Mining and Metallurgy, edición revisada 2005, Taylor
and Francis, New York, 527 pp.
• HOEK, E-. KAISER, P.K., y BAWDEN, W.F.
(1995). Support of underground excavations in
Hard Rock. Balkema. Rotterdam, 215 pp.
䡵 [Figura 13]
.- Inestabilidades típicas y modos de rotura en función del índice RMR y el ratio de la
tensión mayor σ1 en el campo lejano y la resistencia a compresión simple σc (Kaiser et al. 2000).
da de bloques y cuñas, tal y como se ha
apreciado in situ.
Consideraciones finales
Los cálculos se han realizado en una zona
muy concreta de la mina y en un determinado
litotipo. Un estudio geotécnico completo debería modelizar las diferentes secciones presentes en la mina, sostenimientos (arcos, bóvedas) y cada una de las litologías o litotipos. El
presente artículo sólo pretende servir de guía
sobre la metodología que debe de seguirse en
un estudio geotécnico de una obra subterránea abandonada para uso turístico.
Esta investigación ha incluido los 3 capítulos que son habituales en esta clase de estudios geotécnicos: clasificaciones geomecánicas, estudio tensodeformacional, y cálculos de
cuñas. Los resultados arrojan que la zona investigada es en general estable con un régimen tensional bajo. Sin embargo las zonas de
cruce de galerías requieren refuerzos tal y co-
mo se aprecia por la cuña caída. De igual manera la zona de granodioritas y jabres tal vez
tenga un sostenimiento algo escaso, requiriendo refuerzo y revisión de la parte ejecutada
con ladrillo (parece estar en carga, por las fisuras) y debería prolongarse algo más al interior.
Agradecimientos
A Nieves Peña, de Burguillos del Cerro, por su
buena disposición con los proyectos que surgen en su localidad, por su amabilidad y colaboración cada vez que vamos.
Este estudio se enmarca en sendos proyectos de investigación de dos primeros autores
firmantes. Luis Jordá Bordehore, en el subprograma Torres Quevedo (PTQ-para el periodo
2009-2011). Por su parte, Rafael Jordá establece analogías geológico – geotécnicas entre
estas labores mineras y la zona de estudio de
su tesis doctoral en las minas de Pb – Zn de
Aliva en los Picos de Europa (Cantabria).
41
142
• JORDA BORDEHORE, L., (2009). La minería
de los metales en la provincia de Madrid: patrimonio minero y puesta en valor del espacio subterráneo. Tesis doctoral, UPM. 780 pp + anejos
(180 pp. de fichas y 11 planos).
• KAISER, P.K., DIEDERICHS, M.S. MARTIN,
C.D. SHARP, J., y STEINER W., (2000). Underground Works in hard rock tunneling and Mining.
Keynote address at GeoEng 2000. Melbourne Australia. Technomic Publishing. Pp. 841-926
• LÓPEZ JIMENO, C. (2003). Manual de túneles y obras subterráneas. Ud. Proyectos ETS. Ingenieros de Minas U.P.M. 1082 pp.
• PEILA, D., GUARDINI, C., PELIZZA, S., (2008).
Geomechanical designo f a room and rib pillar
granite mine. Journal of University of Science and
Technology Beijing, Vol. 15, 2 pp 97-103.
• RAMÍREZ OYANGUREN, et. al. (1991). Mecánica de Rocas aplicada a la minería metálica
subterránea. IGME, 334 pp.
• SANABRIA ORELLANA, R., CALVO REBOLLAR, M., (2002). Los yacimientos de magnetita
de Burguillos del Cerro. Geología, metalogenia minería y mineralogía. Revista de Minerales, Vol II, nº 3,
pp. 4 -25.
• VVAA (2003). Theory manual for underground wedge stability analysis, Unwedge v3.0,
www.rocscience.com.