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MINISTERIO DE INDUSTRIA Y ENERGIA SECRETARIA DE LA ENERGIAY RECURSOS MINERALES 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 1982 MEMORIA INSTITUTO GEOLOGICO Y MINERO, DE ESPAÑA ��¡y 0 0

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  • 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

    Sa��r

    íQi 9i�r

    � Soy 2�

    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