Estudio Geotecnico Proyecto Explotacion

Estudio Geotécnico

“PROYECTO DE EXPLOTACIÓN POR MINERIA DE INTERIOR DE SALAVE” VERSIÓ VERSI ÓN FINAL

MAYO 2012

ESTUDIO GEOT GEOTÉ ÉCNICO DOCUMENTO I: MEMORIA Y Y PLANOS PLANOS DOCUMENTO II: II: ANEXOS ANEXOS

Jose Valdés Suárez ING. .MINAS COLEGIADO. NO‐1828

DNI: 9414947‐N

EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTÁBRICO S.L. MAYO 2012

Estudio Geotécnico de de Salave

TABLA DE CONTENIDO

1

INTRODUCCIÓN Y ANTECEDENTES............................................................................... ANTECEDENTES ............................................................................... 1

1.1 ANTECEDENTES ..................................................................................................................... 1 1.2 OBJETIVOS OBJETIVOS................................................................................................................................. ................................................................................................................................. 4 1.3 SITUACIÓN GEOGRÁFICA. .................................................................................................. 6 2

GEOLOGÍA.................................................................................................................................. GEOLOGÍA .................................................................................................................................. 8

3

ESTUDIOS PREVIOS............................................................................................................. PREVIOS ............................................................................................................. 12

3.1 TOMA DE DATOS Y TRABAJOS GEOTÉCNICOS DE CAMPO ......................... ................................. ........ 12 12 3.1.1

Toma de datos geotécnicos in-situ. .......................................................................... 12

3.1.2

Pruebas geotécnicas in situ. ........................................................................................ 13

3.1.3

Pruebas de Laboratorio. ............................................................................................... 13

3.1.4

Descripción geotécnica de sondeos. ........................................................................ 17

3.1.5

Orientación de fracturas en sondeos. sondeos...................................................................... ..................................................................... 20

3.2 METODOLOGÍA DE ANÁLISIS DE DATOS GEOTÉCNICOS ........................ .................................... ............ 22 3.2.1

Discusión de técnicas analíticas................................................................................. analíticas................................................................................. 22

3.2.2

Clasificación del macizo rocoso. ................................................................................ 23

3.2.3

Análisis de la orientación de discontinuidades......................... discontinuidades............................................. .......................... ...... 24

3.3 VALORACIÓN DE LA ESTABILIDAD.............................................................................. ESTABILIDAD. ............................................................................. 25 3.3.1

Descripción geotécnica de las distintas litologías....................... litologías ........................................... ....................... ... 25

3.3.2

Resultados de la clasificación del macizo rocoso rocoso........................ ............................................... ....................... 27

3.3.3

Descripción de las discontinuid discontinuidades ades ....................................................................... 27

3.3.4

Análisis de las discontinuidad discontinuidades es................................................................................ ................................................................................ 33

4

ESTUDIOS RECIENTES ....................................................................................................... 40

4.1 DIMENSIONAMIENTO DE LAS CÁMARAS PARA EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA ................................................................................................................................. 40 4.1.1

Descripción del método ................................................................................................ 40

4.1.2

Número de Estabilidad.................................................................................................. Estabilidad .................................................................................................. 40

i


TABLA DE CONTENIDO

1

INTRODUCCIÓN Y ANTECEDENTES............................................................................... ANTECEDENTES ............................................................................... 1

1.1 ANTECEDENTES ..................................................................................................................... 1 1.2 OBJETIVOS OBJETIVOS................................................................................................................................. ................................................................................................................................. 4 1.3 SITUACIÓN GEOGRÁFICA. .................................................................................................. 6 2

GEOLOGÍA.................................................................................................................................. GEOLOGÍA .................................................................................................................................. 8

3

ESTUDIOS PREVIOS............................................................................................................. PREVIOS ............................................................................................................. 12

3.1 TOMA DE DATOS Y TRABAJOS GEOTÉCNICOS DE CAMPO ......................... ................................. ........ 12 12 3.1.1

Toma de datos geotécnicos in-situ. .......................................................................... 12

3.1.2

Pruebas geotécnicas in situ. ........................................................................................ 13

3.1.3

Pruebas de Laboratorio. ............................................................................................... 13

3.1.4

Descripción geotécnica de sondeos. ........................................................................ 17

3.1.5

Orientación de fracturas en sondeos. sondeos...................................................................... ..................................................................... 20

3.2 METODOLOGÍA DE ANÁLISIS DE DATOS GEOTÉCNICOS ........................ .................................... ............ 22 3.2.1

Discusión de técnicas analíticas................................................................................. analíticas................................................................................. 22

3.2.2

Clasificación del macizo rocoso. ................................................................................ 23

3.2.3

Análisis de la orientación de discontinuidades......................... discontinuidades............................................. .......................... ...... 24

3.3 VALORACIÓN DE LA ESTABILIDAD.............................................................................. ESTABILIDAD. ............................................................................. 25 3.3.1

Descripción geotécnica de las distintas litologías....................... litologías ........................................... ....................... ... 25

3.3.2

Resultados de la clasificación del macizo rocoso rocoso........................ ............................................... ....................... 27

3.3.3

Descripción de las discontinuid discontinuidades ades ....................................................................... 27

3.3.4

Análisis de las discontinuidad discontinuidades es................................................................................ ................................................................................ 33

4

ESTUDIOS RECIENTES ....................................................................................................... 40

4.1 DIMENSIONAMIENTO DE LAS CÁMARAS PARA EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA ................................................................................................................................. 40 4.1.1

Descripción del método ................................................................................................ 40

4.1.2

Número de Estabilidad.................................................................................................. Estabilidad .................................................................................................. 40

i


4.1.3

Radio Hidráulico .............................................................................................................. 46

4.1.4

Zonas de estabilidad....................................................................................................... estabilidad ....................................................................................................... 46

4.2 RESULTADOS DEL DIMENSIONAMIENTO DE CÁMARAS ...................... .................................... .............. 51 51 4.2.1

Determinación del número de estabilidad, N’ ......................... .................................................. ............................ ... 51

4.2.2

Cálculo del parámetro Q’ .............................................................................................. 51

4.2.3

Determinación del factor A.......................................................................................... A .......................................................................................... 52

4.2.4

Determinación del factor B.......................................................................................... B .......................................................................................... 52

4.2.5

Determinación del factor C .......................................................................................... 53

4.2.6

Valores del número de estabilidad, N’ .................................................................... 53

4.2.7

Radio hidráulico, S, y longitud de cámara asociado. ........................ ......................................... ................. 53 53

4.3 ANÁLISIS DE SOSTENIMIENTO EN CÁMARAS ......................................................... 56 4.4 ANÁLISIS DE SOSTENIMIENTO EN GALERÍAS......................................................... GALERÍAS ......................................................... 59 4.4.1

Sondeos geotécnicos ...................................................................................................... 61

4.4.2

Sondeos antiguos............................................................................................................. antiguos. ............................................................................................................ 65

4.4.3

Ensayos de laborator laboratorio io.................................................................................................. .................................................................................................. 72

4.4.4

Orientación de juntas..................................................................................................... juntas. .................................................................................................... 72

4.5 PREVISIÓN DE SOSTENIMIENTO EN GALERÍAS ........................ ................................................ ............................. ..... 74 4.6 ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE EMBOQUILLE DE GALERÍA ..................... ............................. ........ 80 80 5

RECOMENDACIONES .......................................................................................................... 83

6

CONCLUSIONES..................................................................................................................... CONCLUSIONES ..................................................................................................................... 90

7

REFERENCIAS ........................................................................................................................ 94

ii

Estudio Geotécnico de Salave

LISTA DE FIGURAS FIGURA 1. DERECHOS MINEROS ..................................................................................................................... 1 FIGURA 2. YACIMIENTO DE SALAVE . ................................................................... ............................................. 5 FIGURA 3. ZONA DE UBICACIÓN DEL YACIMIENTO . ........................................................... .................................. 7 FIGURA 4. CARTOGRAFÍA GENERAL DE LA ZONA DE ESTUDIO . ......................................................... ....................... 8 FIGURA 5. CARTOGRAFÍA DETALLADA DEL YACIMIENTO SALAVE ................................................................. ............ 9 FIGURA 6. SECCIÓN ESQUEMÁTICA W-E DEL YACIMIENTO DE SALAVE . ................................................................. 10 FIGURA 7. SITUACIÓN DE LAS ESTACIONES GEOMECÁNICAS ANALIZADAS . .............................................................. 15 FIGURA 8. SECCIÓN OESTE – ESTE, CON ALGUNO DE LOS SONDEOS TESTIFICADOS ................................................... 19 FIGURA 9. MAPA GEOLÓGICO CON SITUACIÓN DE SONDEOS . ......................................................... ..................... 19 FIGURA 10. DISTRIBUCIÓN DE TODAS LAS DISCONTINUIDADES MEDIDAS . .............................................................. 28 FIGURA 11. POLOS DE JUNTAS DEL MATERIAL SEDIMENTARIO , OBTENIDOS DE SONDEOS . ......................................... 33 FIGURA 12. COMPARATIVA ENTRE LOS DATOS DE JUNTAS DE LOS SONDEOS Y DE LAS 4 ESTACIONES GEOMECÁNICAS ...... 35 FIGURA 13. POLOS DE JUNTAS PRESENTES EN LAS ROCAS ÍGNEAS Y S ITUACIÓN DE LOS SONDEOS ORIENTADOS EN ESTE MATERIAL. ....................................................................................................................................... 37 FIGURA 14. SITUACIÓN DE LOS POLOS Y LOS PLANOS DE LAS JUNTAS PREDOMINANTES EN LA GRANODIORITA . .............. 39 FIGURA 15. GRÁFICO PARA LA DETERMINACIÓN DEL FACTOR “A”.............................................................. .......... 42 FIGURA 16. GRÁFICO PARA LA DETERMINACIÓN DEL FACTOR “B” (SEGÚN POTVIN, 1988)....................................... 43 FIGURA 17. ESQUEMAS PARA LA DETERMINACIÓN DEL FACTOR “B” CUANDO LA DIFERENCIA EN DIRECCIÓN ES CERO (SEGÚN STEWART Y FORSYTH, 1995) ................................................................... ................................ 44 FIGURA 18. GRÁFICO PARA LA DETERMINACIÓN DEL FACTOR “C” POR MECANISMOS DE CAÍDA POR GRAVEDAD O LAMINACIÓN (SLABBING) (SEGÚN POTVIN, 1988) .............................................................. ..................... 45 FIGURA 19. GRÁFICO PARA LA DETERMINACIÓN DEL FACTOR “C” POR MECANISMOS DE DESLIZAMIENTO (SEGÚN POTVIN, 1988) ............................................................................................................................................ 45 FIGURA 20. GRÁFICO DE ESTABILIDAD DE MATHEWS (SEGÚN POTVIN, 1988, MODIFICADO POR NICKSON, 1992) ....... 47 FIGURA 21. GRÁFICO DE ESTABILIDAD DE MATHEWS AMPLIADO (TRUEMAN ET AL, 1999)....................................... 48 FIGURA 22. ISOLÍNEAS DE PROBABILIDAD PARA UNA EXCAVACIÓN ESTABLE ............................................................ 48 FIGURA 23 . ISOLÍNEAS DE PROBABILIDAD DE ROTURA MAYOR EN UNA EXCAVACIÓN ............................................... 49 FIGURA 24. COMPARATIVA ENTRE EL GRAFICO DE ESTABILIDAD DE MATHEWS Y EL GRÁFICO DE ESTABILIDAD DE MATHEWS AMPLIADO ....................................................................................................................... 50 FIGURA 25. DETALLE DE GALERÍAS Y CÁMARAS . ............................................................... ................................ 56 FIGURA 26. COMPARATIVA ENTRE CÁMARAS DE 16 Y 20 METROS DE ANCHO , SIN Y CON SOSTENIMIENTO................... 58 FIGURA 27. PERFIL LONGITUDINAL DE LA GALERÍA DE ACCESO PRINCIPAL ............................................................... 59 FIGURA 28. SITUACIÓN DE LOS SONDEOS REALIZADOS Y TESTIFICADOS .................................................................. 61 FIGURA 29. POLOS DE JUNTAS OBSERVADOS EN MATERIALES SEDIMENTARIOS . ...................................................... 73 FIGURA 30. NECESIDADES DE SOSTENIMIENTO SEGÚN LITOLOGÍAS. ........................................................ 79 FIGURA 31. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE FRENTE DE EXCAVACIÓN ............................................................. .......... 81 FIGURA 32. ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DEL TALUD LATERAL ............................................................ ..................... 82 FIGURA 33. PLANO GEOLÓGICO INTERPRETADO ............................................................... ................................ 84 FIGURA 34. SECCIÓN PERPENDICULAR A LA GALERÍA . ................................................................... ..................... 85 FIGURA 35. SECCIÓN LONGITUDINAL . ................................................................. ........................................... 86 FIGURA 36. PLANO GEOLÓGICO INTERPRETADO ............................................................... ................................ 87

iii


FIGURA 37. SONDEOS GEOTÉCNICOS PROPUESTOS ZONA GALERÍA INVESTIGACIÓN . ................................................. 88 FIGURA 38. SONDEOS GEOTÉCNICOS PROPUESTOS ZONA SUR DE GALERÍA PRINCIPAL ............................................... 89

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LISTA DE TABLAS TABLA 1. DERECHOS MINEROS....................................................................................................................... 2 TABLA 2. ENSAYOS REALIZADOS SOBRE TESTIGOS DE SONDEOS EN 2004............................................................... 14 TABLA 3. CORRELACIÓN ENTRE PLT Y ENSAYOS DE LABORATORIO.............................................................. .......... 17 TABLA 4. DENSIDAD MEDIA DE LOS DISTINTOS MATERIALES . .......................................................... ..................... 17 TABLA 5. SONDEOS CON DATOS GEOTÉCNICOS ................................................................. ................................ 18 TABLA 6. PARÁMETROS GEOTÉCNICOS SEGÚN LITOLOGÍAS . ........................................................... ..................... 27 TABLA 7. RESISTENCIA AL CORTE DE JUNTAS CON RELLENO . ........................................................... ..................... 32 TABLA 8. VALORES DE COHESIÓN Y FRICCIÓN PARA LA ZONA DE MATERIALES SEDIMENTARIOS. .................................. 36 TABLA 9. DATOS GEOMECÁNICOS PARA LA ZONA DE MATERIALES ÍGNEOS .............................................................. 38 TABLA 10. RADIOS HIDRÁULICOS SEGÚN LA GRÁFICA DE ESTABILIDAD DE MATHEWS. ............................................. 54 TABLA 11. RADIOS HIDRÁULICOS SEGÚN LA GRÁFICA DE ESTABILIDAD DE MATHEWS AMPLIADA. .............................. 54 TABLA 12. ANCHURA DE CÁMARA EN EL TECHO SEGÚN LOS RH OBTENIDOS DEL GRÁFICO DE MATHEWS ..................... 55 TABLA 13. COORDENADAS DE LOS SONDEOS GEOTÉCNICOS REALIZADOS . .............................................................. 62 TABLA 14. SONDEOS ANTIGUOS TESTIFICADOS . ............................................................... ................................ 65 TABLA 15. VALORES DE ENSAYOS DE LABORATORIO. ......................................................... ................................ 72 TABLA 16. PARÁMETROS GEOTÉCNICOS DE LOS MATERIALES SUPERFICIALES. ......................................................... 80 TABLA 17. SONDEOS GEOTÉCNICOS PROPUESTOS ............................................................. ................................ 88

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LISTA DE FOTOGRAFÍAS

FOTOGRAFÍA 1. ZONA DE LA ESTACIÓN GEOMECÁNICA Nº 3. ......................................................... ..................... 13 FOTOGRAFÍA 2. TESTIGOS DEL SONDEO GT2. ................................................................... ............................... 20 FOTOGRAFÍA 3. DETALLE TESTIGOS DEL SONDEO GT2. .................................................................. .................... 21 FOTOGRAFÍA 4. TESTIGOS DEL SONDEO GT1........................................................ ........................................... 21 FOTOGRAFÍA 5. JUNTAS ONDULADAS CON MUY ESCASO RELLENO , EN GRANODIORITA .............................................. 29 FOTOGRAFÍA 6. ZONA DE FALLA EN ARENISCAS. ESTACIÓN GEOMECÁNICA Nº 4. ..................................................... 30 FOTOGRAFÍA 7. TESTIGO REPRESENTATIVO DE GRANODIORITAS CON ESCASA FRACTURACIÓN . ................................... 75 FOTOGRAFÍA 8. PIZARRA NEGRA BANDEADA ......................................................... ........................................... 76 FOTOGRAFÍA 9. PIZARRA NEGRA SUPERFICIAL MUY ALTERADA................................................................... .......... 77 FOTOGRAFÍA 10.ARENISCAS CUARCÍTICAS. .......................................................... ........................................... 78

vi


1 INTRODUCCIÓN Y ANTECEDENTES 1.1 ANTECEDENTES EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.L., sociedad mercantil con domicilio social y fiscal en Tapia de Casariego , C/ Amor de Dios Bajo 7, es titular de las concesiones mineras de explotación “Salave” (nº 25.380), “Dos Amigos” (nº 24.371), “Figueras” (nº 29.500), “Ampliación a Figueras” (nº 29.969) y “Segunda ampliación a Figueras” (nº 29.820), con un total de 433 Ha, en el concejo de Tapia de Casariego, constituyendo el Grupo Minero Salave. Estas concesiones fueron adquiridas por Exploraciones Mineras del Cantábrico S.A. mediante escritura pública formalizada el 1 de Febrero de 1980 ante el Notario de Madrid D. Antonio Uribe Sorribes, con el número 229 de Protocolo. El 10 de Marzo del mismo año se solicitó, a la Dirección General de Minas, la correspondiente autorización para la transmisión de dominio de estas concesiones a favor de EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.L.

Figura 1. Derechos Mineros

Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

1


NOMBRE SALAVE DOS AMIGOS FIGUERAS AMPLIACIÓN DE FIGUERAS 2ª AMPLIACIÓN DE FIGUERAS

Nº REG 25380 24371 29500

SUPERFÍCIE (HA) 67.98 41.99 212.02

FECHA OTORGAMIENTO 18 ABRIL 1945 10 SEPT 1941 25 ENE 1977

FECHA CADUCIDAD 10 OCT. 2015 10 OCT. 2015 25 ENERO 2037

29969

10.99

9 NOV. 1988

11 SEPT. 2018

29820

100.04

16 SEPT.1981

16 SEPT. 2041

TOTAL

433.02 Tabla 1. Derechos Mineros.

Con fecha 28 de octubre de 2.003 , el 90,69% de la compañía EXPLORACIONES MINERAS DEL CANTABRICO S.L. son adquiridas por NARAVAL GOLD S.L., compañía subsidiaria de RIO NARCEA GOLD MINES S.A., estando el porcentaje restante en poder de inversores privados. El 27 de Enero de 2006 , EMC como titular de las concesiones del Grupo Minero Salave, solicitó la aprobación de labores de investigación complementaria consistentes, básicamente, en la excavación de una galería subterránea para completar la investigación de las reservas subterráneas del yacimiento. El 22 de Febrero de 2006 , el Servicio de Promoción y Desarrollo Minero solicitó la aportación de documentación adicional a la presentada el 27 de Enero de ese mismo año El 8 de Marzo de 2006 se presenta en la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias un Proyecto de Investigación Complementaria al Plan de Labores de 2006 para el Proyecto de Salave. El 20 de Mayo 2010 ASTURGOLD adquiere EMC, propietaria de las concesiones correspondientes al Grupo Minero de Salave. El 23 de Agosto de 2010 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias una solicitud de investigación complementaria. El 22 de Septiembre de 2010 la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias mediante Servicio de Promoción y Desarrollo Minero solicitó la aportación de documentación técnica referente al Proyecto de Investigación Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

2


Complementaria de Salave. El 4 de Octubre de 2010 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el Proyecto de Sondeos Geotécnicos referente al proyecto de investigación complementaria. El 1 de Julio de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el Documento Inicial para la Evaluación de Impacto Ambiental del Proyecto Minero de Explotación por Interior del Yacimiento de Salave. El 20 de julio de 2011 se acepta a tramitación el “Proyecto de Investigación Sallave”, situado al sur de las concesiones de EMC S.L. El 29 de Septiembre de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el Proyecto Minero de Explotación por Interior del Yacimiento de Salave. El 27 de Octubre de 2011 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias se presenta a concurso el Proyecto de Investigación “SALLAVE” Nº 30.812 y cuya solicitud fue aceptada a trámite por ese Servicio, el pasado 12 de julio de 2011. El 2 de Diciembre de 2011 se aprueba el “Proyecto de Investigación complementaria, al objeto de poder evaluar la explotación del yacimiento de oro de Salave por minería de interior-Sondeos geotécnicos. El 7 de Febrero de 2012 se declara la admisión definitiva de la solicitud del Permiso de investigación Sallave El 8 de Marzo de 2012 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el “Proyecto Investigación Complementaria Salave. Segunda Campaña de Sondeos Geotécnicos”. El 20 de Abril de 2012 se presenta ante la Consejería de Industria y Empleo del Gobierno del Principado de Asturias el “Proyecto de Campaña de Sondeos de Cierre de Malla”. El 23 de abril de 2012 se publica en el Boletín Oficial del Principado de Asturias el “Documento de Alcance para el Estudio de Impacto Ambiental”.


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1.2 OBJETIVOS Exploraciones Mineras del Cantábrico S.L. ha proyectado la explotación subterránea de un

yacimiento de oro en la población de Salave, en el concejo de Tapia de Casariego. Según el estudio de viabilidad previo, el método de explotación a analizar será mediante cámaras y pilares, por lo que se necesita realizar un dimensionamiento preliminar de las mismas y un diseño de sostenimiento para la galería de acceso principal y una posible galería de investigación, con el fin de obtener el mejor rendimiento del yacimiento. Para ello, Exploraciones Mineras del Cantábrico S.L., ha recopilado información de estudios anteriores realizados por otras empresas en el yacimiento de Salave y ha contado con los servicios de TERRATEC Geotecnia y Sondeos S.L.L., empresa asturiana líder en el sector, para la realización de nuevos estudios. Para el presente estudio se ha contado con todos los datos geotécnicos procedentes de campañas de exploración de otras compañías, como la descripción de varias estaciones geomecánicas sobre distintos afloramientos, la retestificación geotécnica de 6 antiguos sondeos de testigo y los datos de 32 sondeos de exploración y de 4 sondeos específicamente geotécnicos. En estos 4 sondeos se caracterizó el macizo rocoso y se orientaron las juntas existentes. Además de todo esto, la empresa TERRATEC Geotecnia y Sondeos S.L.L, realizó un estudio sobre el dimensionamiento de las cámaras para la explotación subterránea mediante el Método de Mathews, así como una previsión del sostenimiento necesario para la galería de acceso principal y la posible galería de investigación proyectadas. Para ello se realizaron 2 sondeos geotécnicos nuevos, se retestificaron 7 antiguos sondeos realizados en 1983 y se usaron datos de un sondeo geotécnico realizado en 2004. Los distintos ensayos geotécnicos realizados sobre las muestras de roca que se recogen en este estudio se llevaron a cabo en el año 2004 en el laboratorio de Río Narcea Gold Mines en Begega y en los laboratorios comerciales de Organización Técnica de Control de Calidad, S.A. (OTQ) (Asturias), CEPASA Ensayos Geotécnicos S.A. (Madrid) y en 2012 en LACOTEC Laboratorio Ast. De control técnico S.A.L. (Asturias).


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Figura 2. Yacimiento de Salave.

En los siguientes apartados del presente informe se describirá la metodología empleada para la determinación de un diseño de explotación por galerías subterráneas en condiciones de estabilidad aceptables. Esta descripción abordará tanto los aspectos relativos a la toma de datos geotécnicos cuanto los métodos de cálculo aplicados a cada situación concreta, así como los resultados obtenidos. Los trabajos principales que se realizaron para este informe fueron los siguientes: • Caracterización del macizo rocoso en afloramientos. • Determinación de las características geotécnicas en sondeos escogidos entre los

realizados para la exploración geológica, así como en sondeos específicamente geotécnicos. • Orientación de fracturas y juntas en afloramientos y en sondeos. • Determinación de los parámetros resistentes de las distintas litologías mediante ensayos

de laboratorio. • Determinación de la resistencia a compresión simple de las distintas litologías mediante

ensayos de carga puntual. • Caracterización de las juntas, características de relleno, continuidad y rugosidad

principalmente. • Dimensionamiento de las cámaras para que sean estables sin necesitar sostenimiento.


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• Cálculo de las condiciones de estabilidad de las galerías subterráneas en función del

material que conforma el macizo rocoso.

1.3 SITUACIÓN GEOGRÁFICA. El yacimiento de Salave se sitúa en el término municipal de Tapia de Casariego (occidente de Asturias), a unos 2 Km al Este de dicha población, entre las localidades de Salave y Mántaras, en la franja comprendida entre la carretera general N-634 y la línea de costa. La zona se encuentra demarcada entre las coordenadas: 43º 33’ - 43º 35’ de latitud Norte, y 6º 53’ - 6º 57’ de longitud Oeste, correspondiente al sector Este de la hoja 1:50.000 nº 10 (Ribadeo) del Mapa Topográfico Nacional publicado por el Instituto Geográfico Nacional. A unos 10 Km al Oeste de Tapia se localiza la villa de Ribadeo (Lugo), en la desembocadura del Río Eo. A unos 20 Km hacia el Este por la N-634, se sitúa la localidad de Navia, en la desembocadura del Río Navia. Actualmente la vía principal de comunicación que existe en la zona es la carretera N-634 que une Oviedo con Santiago de Compostela, si bien existe el proyecto, ya en construcción en algunos tramos, de la Autovía del Cantábrico planificada a unos 2 Km al Sur de Tapia de Casariego. El concejo de Tapia de Casariego (Occidente de Asturias) limita con el concejo de El Franco por el Este (límite en el río Porcía) y con el de Castropol por el Sur y el Oeste. Por el Norte está limitado por el mar Cantábrico. La orografía de la zona se caracteriza por la rasa costera de 3-4 Km de ancho que se extiende a lo largo del litoral asturiano y está drenada por pequeños ríos que desembocan en el Cantábrico. En las inmediaciones del yacimiento de Salave existen 2 ríos que drenan la zona; el río Porcía que desemboca a unos 3 Km al Este del yacimiento y el río Anguileiro que desemboca en la parte Oeste de Tapia de Casariego, a unos 2.5 Km del yacimiento. La línea de costa es muy irregular y está marcada por un escarpe de unos 30-40m sobre el nivel del mar. Hacia el Sur de la rasa costera la topografía es montañosa con relieves suaves que se elevan progresivamente hasta llegar al Pico de La Bobia (1202m) situado a unos 25 Km al Sur de Tapia, a partir del cual se extiende la comarca de los Oscos. El clima de la zona se puede decir que corresponde al dominio oceánico, caracterizado con precipitaciones abundantes y nubosidad intensa durante los meses invernales, debido a los vientos húmedos procedentes del Atlántico de componente variable, del Oeste a Norte. Los veranos son suaves con predominio de situación anticiclónica, con vientos suaves del Noreste que frecuentemente ocasionan la acumulación de brumas y nieblas en la franja costera a lo largo de toda la cornisa cantábrica. En la zona de Tapia, la media en el período estival de las temperaturas máximas y mínimas diarias es de 20.5º y 14.4º Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

6


respectivamente, mientras que en el período invernal es de 10.5º para las máximas y de 5.3º para las mínimas. La precipitación media anual es de 1115 mm oscilando en un rango comprendido entre 700 y 1500 mm anuales. La vegetación típica de la zona es la pradera y el cultivo destinado al pasto y forraje para el ganado vacuno, sobretodo en el área de la rasa costera. En la zona montañosa, son abundantes los bosques de pino y eucaliptos y, progresivamente hacia el Sur en cotas más elevadas, se incrementa la vegetación autóctona con roble, abedul, castaño y haya en menor proporción. También es importante el monte bajo con tojo y escoba.

Figura 3. Zona de ubicación del yacimiento.

Tapia de Casariego es una localidad costera del occidente de Asturias, con una población aproximada de 4.350 habitantes y una economía diversificada, sustentada principalmente en el sector ganadero vacuno y servicios. Por otra parte, la construcción e industria conservera son actividades significativas y, aunque el turismo (hostelería y restauración) es importante, su estacionalidad lo relega a un segundo plano. El sector maderero y la pesca de bajura también son sectores considerables para la economía local.


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2 GEOLOGÍA En este apartado se describe la geología de los materiales que conforman el yacimiento de Salave y la zona por donde transcurrirá la galería de acceso principal. En las dos figuras siguientes se muestran dos cartografías de la zona, una general y otra más detallada del yacimiento, junto con una sección W-E esquemática de la parte central del mismo. Para realizar este estudio se han dividido las diferentes rocas atendiendo a sus características litológicas y geotécnicas.

Figura 4. Cartografía general de la zona de estudio.


8


Figura 5. Cartografía detallada del yacimiento Salave .


9


Figura 6. Sección esquemática W-E del Yacimiento de Salave.

Los distintos materiales contemplados son los siguientes: A.- Granodiorita. Material compacto y poco fracturado, con juntas mayoritariamente

onduladas y rugosas, sin rellenos o con rellenos ocasionales arcillosos, en aquellas zonas con alteración ligera. Presenta una resistencia a la compresión simple elevada, superior a 100 MPa (según los datos del estudio geotécnico de 2005), y valores de RMR próximos a 60. Valor medio de Q 24, con extremos comprendidos comprendidos entre 3.1 y 53.3. La granodiorita se puede dividir en granodiorita granodiorita alterada, granodiorita granodiorita fresca y mineral: Granodiorita alterada (GA).- Se incluyen en este grupo todas las rocas ígneas í gneas con

alteración. Agrupa a la granodiorita con alteración clorítico-sericítica, con alteración albítica, potásica y propilítica. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

10


Granodiorita fresca (GD).- Con esta denominación nos referimos a la zona de

granodiorita fresca, sin alteración alguna. Mineral (MIN).- Se corresponde con las litologías GH y GHS. La litología GH está

definida por granodiorita con alteración albítica “hongo rock”, con sulfuros, fundamentalmente arsenopirita, mientras que la GHS equivale a la misma granodiorita con alteración albítica tipo “hongo rock”, pero con mucha sericita y valores muy altos de oro. B.-Sedimentario (SS).- Agrupa a los tipos de material sedimentario presentes en la zona,

pizarras, cuarcitas y areniscas cuarcíticas: Pizarra gris - negra . Presentan una fracturación intensa, con estratificación muy

marcada y juntas con escaso espaciamiento, planas y generalmente suaves sin rellenos. Las juntas corresponden fundamentalmente a la estratificación, que presenta carácter ondulado a gran escala. Los valores de RMR están comprendidos entre 35 y 40, muy condicionados por la elevada fracturación que presentan, y valores de Q que la clasifican entre media y mala, con zonas extremadamente malas. La resistencia a la compresión simple obtenida en ensayos de laboratorio se sitúa en torno a 10 MPa en las zonas más competentes. Cuarcitas y areniscas cuarcíticas.- Material duro y fracturado, sin rellenos en las

juntas o con pátinas ocasionales de óxidos de hierro y arcillas. Presentan valores medios de RMR comprendidos entre 47 y 54, según sea menor o mayor la proporción de niveles cuarcíticos. Los valores de resistencia a la compresión simple obtenidos varían desde 30 MPa y más de 60 en los niveles más cuarcíticos, y los valores de índice Q medios se sitúan en torno a 3.5, con máximos de 9 y mínimos ocasionales de 0.3, calificándose como roca de calidad media a mala, con zonas ocasionales muy malas. C.-Zona superficial oxidada (OX).- Incluye tanto las zonas de recubrimiento cuaternario,

como el material meteorizado de las distintas litologías. En los primeros 25 metros de profundidad los materiales se encuentran alterados meteóricamente, con ligeras variaciones en función de la litología.


11


3 ESTUDIOS PREVIOS Se incluyen, en este apartado, los datos obtenidos en estudios realizados por empresas anteriores en el yacimiento de Salave así como los datos del informe geotécnico de estabilidad realizado en 2005. Para la realización de estudios geotécnicos anteriores, se cartografiaron cuatro afloramientos en la zona afectada por la explotación, junto con la testificación de un total de 7375.09 metros de sondeos. Se han tenido en cuenta también los datos de 2416 juntas, de los cuales 145 fueron tomados en superficie y 2271 en sondeos orientados.

3.1 TOMA DE DATOS Y TRABAJOS GEOTÉCNICOS DE CAMPO Se usaron diferentes técnicas para la obtención de datos geotécnicos con el objetivo de conseguir la información necesaria para la caracterización geomecánica de los materiales que conforman el yacimiento y la zona por la que la transcurrirá la galería de acceso principal así como la posible galería de investigación. Los trabajos realizados incluyen: • Toma de datos geotécnicos in-situ. • Pruebas geotécnicas in-situ. • Pruebas geotécnicas de laboratorio. • Descripción geotécnica de sondeos. • Orientación de fracturas en sondeos.

3.1.1 Toma de datos geotécni cos in-situ. Los datos geotécnicos se tomaron en un total de 4 estaciones geomecánicas de superficie, dos de ellas situadas dentro de la explotación romana y las otras dos a lo largo de los acantilados próximos al yacimiento. La práctica totalidad de los distintos afloramientos corresponden a rocas sedimentarias, ya que la elevada meteorización superficial presente en la granodiorita no permitía la observación de buenas estaciones geomecánicas. En estas estaciones se tomaron los datos necesarios para caracterizar el macizo rocoso según las indicaciones de Bieniawski, obteniéndose un valor de RMR para cada tipo de roca. Se ha estimado la resistencia al esfuerzo compresivo uniaxial de los distintos materiales, el valor de RQD (cantidad de testigo en trozos mayores de 10 cm que se Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

12


obtendrían en un sondeo, expresado en tanto por ciento), el espaciamiento entre las distintas fracturas, así como las características de estas fracturas (continuidad lateral, apertura, rugosidad y relleno), meteorización de la roca, presencia de agua y orientación favorable o no de las distintas familias de fracturas. Se tomaron además, de forma sistemática, la dirección y dirección de buzamiento de las discontinuidades presentes en las distintas estaciones. En la Fotografía 1 se puede ver una vista general de la estación geomecánica 3, y en la Figura 7 se muestra un plano con la situación de las distintas estaciones geomecánicas.

Fotografía 1. Zona de la estación geomecánica nº 3.

3.1.2 Pruebas geotécni cas in sit u. Las pruebas geotécnicas in situ consistieron básicamente en la estimación con martillo geotécnico (Schmidt) de la resistencia uniaxial de la roca. Los resultados obtenidos, junto con los provenientes de la descripción de los sondeos, se utilizaron como parte fundamental en los análisis geotécnicos posteriores.

3.1.3 Pruebas de Laboratorio. Tanto en los reconocimientos de campo como de los sondeos se tomaron muestras para obtener distintos parámetros en el laboratorio. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

13


En el campo se tomaron distintos materiales para obtener valores de densidad y humedad. Paralelamente se tomaron muestras de testigo de sondeos de las distintas litologías geotécnicas establecidas. Estos testigos se enviaron a distintos laboratorios de mecánica de rocas para obtener los parámetros resistentes del material. En la siguiente tabla se indican los ensayos realizados y los resultados se pueden consultar en el ANEXO I.

LABORATORIO

Localidad

Ensayo

OTQ

Llanera

UCS Módulo de Young y coef. Poisson Desgaste de los Ángeles

CEPASA

Madrid

Resistencia en juntas

Tabla 2. Ensayos realizados sobre testigos de sondeos en 2004.


14


Figura 7. Situación de las estaciones geomecánicas analizadas.


15


Paralelamente a estos ensayos de laboratorio se realizaron ensayos de carga puntual sobre todos los sondeos descritos. También se sometieron a ensayos de carga puntual las mismas muestras que se enviaron al laboratorio con el fin de calibrar los resultados y obtener datos fiables de resistencia a la compresión simple para todos los materiales. Esta correlación entre el ensayo de carga puntual y la resistencia a la compresión simple (UCS) ha sido descrita en detalle por Brock & Franklin (1972) y Bieniawski (1974). La resistencia a la carga puntual (Is) se calcula a partir de la siguiente fórmula: Is( Mpa) =

P d

2

Siendo P la lectura del ensayo de carga en Newtons d el diámetro de la muestra en milímetros Esta medida directa se convierte a la resistencia equivalente en una muestra de 50 mm de diámetro (Is50), con el factor de conversión Log ( Is 50 ) = 0.256 + log( Is) − 1.008e −0.0274 d

El valor de Is 50 se transforma en la resistencia de la roca intacta (IRS=UCS) mediante la expresión

IRS = k ∗ Is50 siendo k un valor comprendido entre 8 y 45 (según indicaciones de la ISRM). Según estas

indicaciones, sólo se han tenido en cuenta los valores iguales o superiores a 8. En la Tabla 3 se observan los datos obtenidos en los distintos ensayos de laboratorio y su correlación con los valores de los ensayos de carga puntual. En total se realizaron 1540 ensayos de carga puntual, que junto con los valores de resistencia a compresión simple, son los utilizados para obtener los valores de UCS (Uniaxial compressive strength) y el parámetro RMR (establecido por Bieniawski) para todos los tramos geotécnicos definidos en el yacimiento.


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PLT

Is MN/m2

diametro

MUESTRA RN10-UCS11 RN10-UCS13 RN14-UCS14 RN09-UCS10 RN10-UCS12 RN09-UCS09 RN04-UCS04 RN02-UCS02 RN02-UCS05 RN02-UCS03 RN06-UCS08 RN03-UCS07 RN03-UCS06 RN02-UCS01

KN

mm

40 35 38 36 27 37 27 31 39 35 45 36.5 35 26

65 64 64 65 64 65 63 65 64 65 70 65 66 65

IRS =UCS Mpa Laborat. Is50*k 44.56 56.14 61.88 75.48 65.31 102.33 88.44 97.59 130.82 116.03 140.8 130.6 157.74 132.52

Is50

plt/diam2x1000 9.47 8.54 9.28 8.52 6.59 8.76 6.80 7.34 9.52 8.28 9.18 8.64 8.03 6.15

11.55 10.31 11.19 10.39 7.95 10.68 8.12 8.95 11.49 10.10 11.77 10.54 9.90 7.50

k

4 5 6 7 8 10 11 11 11 11 12 12 16 18

k medio sd

12 3

Tabla 3. Correlación entre PLT y ensayos de laboratorio.

También se calculó la densidad media de los distintos materiales a partir de muestras de los testigos de sondeos. Los resultados obtenidos son muy constantes. Los valores medios de los mismos se muestra en la siguiente tabla. Litologia Granodiorita alterada Granodiorita fresca Mineral Sedimentarias

Media 2.6

2.62 2.7 2.6

Tabla 4. Densidad media de los distintos materiales.

3.1.4 Descripción geotécni ca de sondeos. La testificación geotécnica se realizó de acuerdo con la norma British Standard BS5930. En la Tabla 5 se indica el nombre del sondeo, profundidad total y metros testificados, y en la Figura 8 se muestra la posición de dichos sondeos en sección. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

17


La descripción de los sondeos se realiza en tramos pequeños, en torno a 4 metros de longitud, con las mismas características litológicas y geotécnicas. En cada tramo se mide la recuperación total del testigo (TCR), el testigo sólido recuperado (SCR), el índice de calidad de la roca (RQD), número de fracturas por metro de sondeo, relleno y rugosidad de esas fracturas, resistencia a la carga puntual de la roca, meteorización y presencia de agua. A cada uno de estos parámetros se le asigna un valor, según tablas publicadas. Estos valores se van sumando hasta obtener un número de RMR, comprendido entre 0 y 100. Este número asigna al material una Clase de Macizo Rocoso (“Rock Mass Class”) y permite obtener un valor típico del ángulo de fricción y cohesión del material. Nº sondeo Longitud Metros testificados AA1-7 AA3W-1 AA3W-2 AA5-7 GT1 GT2 GT3 GT4 NCS-30 NCS-31 RN01 RN02 RN03 RN04 RN05 RN06 RN07 RN08 RN09 RN10 RN11 RN12 RN14

100.37 180.65 233.15 100.20 400.00 350.15 330.50 150.10 227.00 260.75 155.00 332.00 270.00 85.00 89.60 109.80 109.75 218.90 275.00 296.20 111.10 305.20 110.70

100.35 68.45 105.29 100.20 400.00 350.15 330.50 150.10 7.45 260.75 155.00 332.00 162.00 85.00 89.00 18.90 28.60 218.90 167.30 230.20 111.10 222.40 110.70

Nº sondeo Longitud Metros testificados RN15 RN16 RN17 RN18 RN19 RN20 RN21 RN22 RN24 RN25 RN26 RN27 RN28 RN29 RN30 RN31 RN32 RN33 RN34

250.40 302.80 110.10 141.50 220.15 285.70 201.60 248.50 221.65 127.50 309.00 303.85 160.20 235.20 301.05 215.85 164.15 231.00 201.00

250.40 239.80 110.10 141.50 220.15 220.70 201.60 179.65 221.65 127.50 244.15 239.40 160.60 265.20 18.70 215.85 164.15 231.00 118.65

Total metros testificados 7375.09

Tabla 5. Sondeos con datos geotécnicos.


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Figura 8. Sección Oeste – Este, con alguno de los sondeos testificados.

Figura 9. Mapa geológico con situación de sondeos.


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3.1.5 Orientaci ón de fracturas en sondeos. En cuatro sondeos geotécnicos (GT1 al GT4) se orientaron las juntas presentes, empleando el orientador de plastilina (“clay core orientator” descrito por Savely & Call 1980). Se utilizaron también tres sondeos de exploración realizados en el centro del yacimiento. Los datos obtenidos de esta orientación de testigos (dirección de buzamiento, buzamiento, relleno, rugosidad y espaciamiento de las juntas) se añadieron a los valores tomados en los distintos afloramientos, permitiéndonos determinar las zonas críticas en cuanto a la posibilidad de inestabilidades del macizo rocoso.

Fotografía 2. Testigos del sondeo GT2.


20


Fotografía 3. Detalle testigos del sondeo GT2.

Fotografía 4. Testigos del sondeo GT1


21


3.2 METODOLOGÍA DE ANÁLISIS DE DATOS GEOTÉCNICOS

3.2.1 Discusión de técnicas analíticas. Para analizar la estabilidad del macizo rocoso es necesario que los parámetros medidos sean representativos y regionales. Pruebas puntuales de caracterización de la resistencia de la roca en laboratorios dan resultados sólo válidos para unas zonas del yacimiento y no son representativos de las condiciones generales del mismo. Con motivo de conseguir valores precisos se debe establecer un esquema de clasificación representativo del macizo rocoso, cuyos resultados permitan correlacionar el comportamiento de la roca, su resistencia al corte y la estabilidad de las galerías. En una primera aproximación se han dividido los materiales en 5 grupos atendiendo a sus características geológicas y geotécnicas y se han tomado medidas de las discontinuidades con el fin de establecer las familias predominantes. Esta caracterización generalizada de los grupos de rocas representa un modelo simplificado de un sistema complejo, el cual permite hacer la valoración de la estabilidad del diseño. Considerando que los valores empleados para el análisis son promediados y, por tanto, tienen un rango de variación, debemos poner los límites dentro de los cuales nos movemos. En este caso la resistencia al corte del macizo rocoso se deriva de una clasificación del macizo con un nivel de confianza del 80% para la probabilidad de que el factor de seguridad sea al menos la unidad. (FoS ≥ 1, PoF ≤ 20% ). Estas consideraciones mínimas son las aplicadas a los desplazamientos que pudieran afectar al macizo rocoso, no a los posibles fallos producidos por juntas.


22


3.2.2 Clasificación del macizo rocoso. El método utilizado para la clasificación del macizo rocoso se basa en el índice de calidad del macizo rocoso RMR (Rock Mass Rating) propuesto por Bieniawski (1976, 1989). Este sistema permite estimar los parámetros de la resistencia al corte (cohesión y ángulo de fricción) partiendo de las características del macizo rocoso, y utilizarlos en los análisis informáticos de estabilidad de macizos rocosos. El sistema basado en el RMR fue desarrollado en 1976 a partir de experiencias reales, siendo revisado y enfocado para aplicaciones en ingeniería de rocas, basándose en observaciones empíricas. En este estudio se utiliza la versión de 1989. Este sistema basado en el RMR utiliza los siguientes parámetros para clasificar el macizo rocoso: • Resistencia a la compresión simple (UCS) de la roca intacta. • Índice de calidad de recuperación de los testigos del sondeo (RQD). • Espaciamiento de las diaclasas. • Condiciones de las diaclasas. • Orientación de las diaclasas. • Influencia del agua subterránea. • Meteorización de la roca.

A cada uno de estos parámetros se les asigna un valor, según tablas publicadas. Estos valores se van sumando hasta obtener un número de RMR, comprendido entre 0 y 100. Este número asigna al material una Clase del macizo rocoso (“Rock Mass Class”) y permite obtener un valor típico del ángulo de fricción y cohesión del material. Para este trabajo, el RMR se calculó para tramos de características similares en los sondeos testificados geotécnicamente. Se midió directamente el valor de RQD, espaciado de discontinuidades y sus características para cada tramo, tomando muestras representativas para ensayar el valor de UCS. Las condiciones del agua y la orientación de las diaclasas se tomaron de las observaciones hechas en la superficie y en los testigos orientados.


23


3.2.3 Análisis de la orientación de discon tinui dades. Todas las discontinuidades detectadas, tanto en superficie como las orientadas en los sondeos, se han analizado con sistemas de proyección estereográfica mediante el programa DIPS®, el cual aplica técnicas estadísticas para determinar contornos de alta densidad de diaclasas y permite ponderarlas según su orientación respecto a la línea de medida. Se han introducido en el programa los valores de textura y resistencia de las fracturas según los distintos tipos de roca. Usando DIPS ® es posible identificar la orientación de las familias predominantes.


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3.3 VALORACIÓN DE LA ESTABILIDAD. 3.3.1 Descripción geotécnica de las distintas litol ogías Las características geomecánicas de los materiales que conforman el yacimiento se describen a continuación. •

Granodiorita alterada.

Se agrupan bajo esta denominación todas las variedades de granodiorita con algún tipo de alteración, tanto clorítico-sericítica, como albítica, potásica o propilítica. No están incluidos aquí los materiales ígneos con alteración meteórica superficiales. Estos materiales representan el 40 % de los tramos diferenciados en todos los sondeos. Generalmente pueden clasificarse como “muy duro”, ya que la mayoría de los valores de resistencia a la compresión simple dan una media de 121 Mpa, presentando una calidad de roca “regular” con RMR medio de 55. Las fracturas son ligeramente onduladas y con rellenos ocasionales de arcillas, y rugosidad suave. Dentro de este grupo, hay una pequeña concentración de valores ligeramente peores que la media, representando un 28 % de la población. Estos materiales se pueden clasificar como de calidad de roca también “regular”, pero con RMR medio de 48, y valores medios de resistencia a la compresión simple de 59 Mpa, clasificándose como “dura”. Las características de las juntas, rellenos y rugosidades son muy similares al resto del material; únicamente se incrementa la alteración y la fracturación. Este tipo de material, de relativa peor calidad, es el que se ha empleado en el análisis de estabilidad general. •

Granodiorita fresca.

Se trata del material ígneo sin alteraciones hidrotermales. No es un material muy abundante en la explotación, representando únicamente al 8 % de los tramos estudiados. El RMR medio es de 58 clasificándose como “regular” y el valor medio de la resistencia a la compresión simple es de 123 Mpa (“muy dura”). Las juntas son similares a las presentes en la granodiorita alterada, con escaso relleno de arcillas, ligeramente onduladas y rugosas. La meteorización también es inexistente salvo en los metros más superficiales. •

Mineral.

Se incluye en este grupo los tipos GH y GHS, es decir, granodiorita con alteración albítica y sulfuros diseminados, en mayor o menor proporción. La resistencia a la compresión media Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

25


es de 66 Mpa, siendo por tanto la roca “dura”, con una pequeña fracción con valores de 26 Mpa, entre “medianamente dura” y “blanda” y el RMR medio tiene un valor de 50 “regular”. En este material las juntas observadas han sido todas en testigos de sondeos, por lo que la rugosidad a gran escala se ha interpretado como ondulada. Tiene rellenos ocasionales de arcillas. La rugosidad a pequeña escala es ondulada rugosa. •

Sedimentario.

Este grupo se ha creado para englobar la totalidad de materiales sedimentarios presentes en la explotación. Todos ellos corresponden a la Formación Serie de Los Cabos, que está compuesta por la alternancia de pizarras y areniscas, principalmente, con intercalaciones cuarcíticas. Este material está abundantemente fracturado, con juntas onduladas rugosas mayoritarias, aunque en las pizarras también abundan las juntas planas. Los valores medios contemplados en los distintos análisis nos señalan un material entre “blando” y “moderadamente fuerte”, con valores medios de resistencia a la compresión de 25 Mpa, aunque son frecuentes los valores inferiores a este dato. Se clasifica con una calidad de roca entre “pobre” y “regular”, con RMR medio de 41. Más adelante, en este estudio, veremos una descripción de estos materiales realizada para caracterizar el macizo rocoso que conforma a zona que atravesarán las galerías de acceso principal y de investigación. •

Material oxidado superficial.

En este grupo se incluyen los materiales más superficiales de la explotación, los cuales tienen una importante alteración meteórica. Esta alteración es muy superficial por lo que no afectará a la explotación del yacimiento dado que tiene unas potencias de 10 a 15 metros de espesor. Se contempla para este material una resistencia a la compresión de 7 Mpa., clasificándose como “débil” y un valor medio de RMR 27 “pobre”. Se incluyen tanto las arenisca y granodioritas meteorizadas, como el relleno cuaternario correspondiente a la rasa costera.


26


3.3.2 Resultados de la clasificación del macizo rocoso Los datos generales obtenidos a partir de las estaciones geomecánicas y de las descripciones de sondeos se resumen en la tabla siguiente.

LITOLOGÍA Granodiorita alterada

UCS

GSI

mi densidad

c (Mpa) fricción

K

G

media sd media sd

28 % más blando

59

14

53

19

44 % más duro

121

17

60

8

59

6

58

8

123

20

63

8

47 % medio

66

17

55

8

14 % blando

26

5

51

9

25

15

46

8

30

2.6

++ -++ --

4.12 0.82 6.82 3.17

39 17886 12450 18 1971 1048 37 16987 11518 28 7401 4498

++ -++ --

3.02 1.53 7.8 3.43

36 12339 8256 27 4859 2911 38 19868 13739 29 8643 5365

++ -++ --

3.51 2.09 1.2 0.48

34 11927 25 5083 32 6236 22 2077

7821 2980 4007 1145

++ --

0.99 0.26

25 17

2993 765

Granodiorita fresca 16 % blanda 68 % más dura

30

2.62

Mineral 30

2.7

19

2.6

Sedimentarias 46 % malo

4855 1396

Tabla 6. Parámetros geotécnicos según litologías.

Los valores de cohesión efectiva (c´) y de ángulo de rozamiento interno ( φ´) se han obtenido de las tablas aportadas por Hoek a partir del valor de RMR descrito por Bieniawski (1989) y el GSI propuesto por Hoek (1995) para las distintas clases de macizo rocoso.

3.3.3 Descripción de las discont inuidades En el conjunto de las estaciones geomecánicas y los seis sondeos orientados se tomaron un total de 2416 medidas de discontinuidades, todas ellas sobre distintos tipos de granodiorita y en las areniscas y pizarras. En estas discontinuidades se ha medido la dirección, dirección de buzamiento, rugosidad, continuidad lateral (en los afloramientos) y Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

27


relleno. Se tomaron 145 medidas en superficie y 2271 en los testigos orientados. En la Figura 10 se muestra la disposición de todos los planos, representados por sus polos proyectados sobre el hemisferio inferior de la falsilla.

Figura 10. Distribución de todas las discontinuidades medidas.

Todos los datos recogidos de las juntas se han agrupado en función de la naturaleza del material que conforma el macizo rocoso en el que se encuentran: 1.- Juntas situadas en materiales sedimentarios . Ocupan preferentemente la zona

Oeste del yacimiento. 2.- Juntas pertenecientes a las rocas ígneas. Ocupan preferentemente la zona Este del

yacimiento.


28


El análisis realizado en cada una de las zonas se describirá en los siguientes apartados. En la Fotografía 5 se muestran varias juntas presentes en granodiorita fresca, en un sondeo orientado, con escaso relleno de arcillas. En la Fotografía 6 se puede observar una zona de falla existente en las areniscas, detectada en la estación geomecánica 4.

Fotografía 5. Juntas onduladas con muy escaso relleno, en granodiorita.


29


Fotografía 6. Zona de falla en areniscas. Estación geomecánica nº 4.

Se calcularon los valores de cohesión y ángulo de fricción de las juntas. Estos valores pueden obtenerse utilizando el método propuesto por Barton (1977) o realizar ensayos de laboratorio sobre dichas juntas. En este caso hemos empleado los dos métodos. Partiendo de la estimación del coeficiente de rugosidad de las fracturas (JRC), a partir de las tablas publicadas por Barton y Choubey (1977), y el valor de la resistencia a la compresión simple de la roca (o los resultados de resistencia obtenidos de los ensayos de laboratorio realizados sobre juntas), se ha calculado la cohesión y fricción de las discontinuidades utilizando el criterio de Barton, tomado de Hoek et al. (1995). La relación entre la resistencia a la cizalla y la tensión normal propuesta por Barton es:

  JCS   τ = σ n tan φ b + JRC ⋅ log10  σ  n  


30


De todas formas, muchos de los métodos de equilibrio límite están basados en el criterio de rotura de Mohr-Coulomb. La siguiente expresión representa la fricción instantánea y la cohesión para una tensión normal dada:

 ∂τ   φi = arctan ∂ σ  n  ci = τ − σ n ·tanφi donde

  ∂τ JCS  π · JRC  JCS   · tan 2  JRC ·log10 = tan JRC ·log10 + φ b  − + φ b  + 1  ln 10 ∂σ n σ σ n n      

El valor de la tensión normal se calcula en función de la altura del talud mediante la ecuación: σ

n

= σ

vert

=

Depth (m ) (MPa ) 40

Las consideraciones hechas anteriormente para el cálculo de la cohesión y fricción de las fracturas, son válidas en los casos en que la roca esté en contacto a ambos lados y a todo lo largo de la junta estudiada. La resistencia se reduce drásticamente cuando estas juntas están rellenas de material blando, como arcillas o talco, no ocurriendo en estos casos el contacto íntimo entre los dos lados de las fracturas. Tal como indica Hoek (Hoek et al . 1997), para superficies planares, un relleno fino de arcillas produce una reducción significativa de la resistencia al corte, y para juntas rugosas u ondulantes, con un relleno de mayor grosor que la amplitud de las ondulaciones provoca que la resistencia de la junta esté determinada por la resistencia del relleno, y no por la de la roca intacta. En la tabla 7 se muestra una recopilación de la resistencia al corte de discontinuidades rellenas, realizada por Hoek (1997) basándose en los trabajos de Barton (1974). Teniendo en cuenta la importancia que estos autores otorgan al relleno de las juntas se han enviado distintas muestras a un laboratorio de mecánica de rocas con el fin de ensayar la resistencia al corte de las juntas que presentaban rellenos arcillosos. Los valores obtenidos de los distintos ensayos se han empleado en las formulaciones de Barton (corresponden al parámetro JCS, joint compressive strength). En el ANEXO II se muestran Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

31


los resultados obtenidos en los distintos ensayos, y en los apartados siguientes se detallarán los empleados en cada análisis.

Tabla 7. Resistencia al corte de juntas con relleno.


32


3.3.4 Análisis de las discontinui dades Juntas en materiales sedimentarios

En la Figura 11 se muestra la concentración de las juntas detectadas en los sondeos orientados, mientras que en la Figura 12 se observa un plano con estos mismos datos (procedentes de los sondeos) comparados con los datos de las juntas medidas en las distintas estaciones geomecánicas, las cuales también estaban en areniscas. En dicho plano se puede apreciar la buena correlación entre ambos datos. Las familias predominantes detectadas en los tres sondeos orientados son muy similares a las existentes en los afloramientos, especialmente en los dos primeros, más próximos a la zona reconocida con testigos. Esto nos permite tener una elevada confianza en los datos obtenidos para la zona de granodiorita. En este material no se han encontrado afloramientos buenos para la toma de datos, pero, teniendo en cuenta la correlación obtenida en las areniscas, los datos de los sondeos se consideran representativos de la totalidad de las juntas presentes en la zona.

Figura 11. Polos de juntas del material sedimentario, obtenidos de sondeos.

Como se observa en la Figura 12, la correlación entre los datos de las estaciones Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

33


geomecánicas y los obtenidos en los sondeos son muy coherentes. Sólo se aprecia alguna familia diferente en las estaciones 3 y 4. Los datos tomados para el análisis de la estabilidad han sido los indicados en la Figura 11, correspondientes a los sondeos orientados, en aquellas zonas correspondientes a las areniscas. Se han tenido en cuenta un total de 301 datos. Las familias predominantes son las siguientes (buzamiento y dirección de buzamiento): 32/303 57/218 68/196 correspondiendo la primea de ellas a la estratificación.


34


Figura 12. Comparativa entre los datos de juntas de los sondeos y de las 4 estaciones geomecánicas.


35


En la tabla siguiente se indican los valores tomados en las juntas y los obtenidos a partir del criterio de Barton y los datos obtenidos en los ensayos de laboratorio.

Litología Granodiorita alterada Sedimentario

Datos de Ang. JRC JCS Fric. Laboratorio básico Cohesión Fricción 13,5 116 29 0,52 31 11,4 25 25 0,123 40

Tabla 8 . Valores de cohesión y fricción para la zona de materiales sedimentarios.

Donde JRC es el coeficiente de rugosidad de las juntas y JCS es la resistencia a compresión en las pa redes de las juntas. En la tabla anterior se muestran todos los valores, tanto de la granodiorita alterada como de las areniscas, si bien, en la zona de materiales sedimentarios, sólo están representadas estas últimas. Los valores de JCS y cohesión están indicados en Mpa.

Juntas en materiales ígneos

Se incluyen en este grupo tanto granodioritas frescas como alteradas y mineralizadas. En la Figura 13 se muestra la disposición de las juntas detectadas en los sondeos en los primeros 200 metros. En la misma figura se han representado los polos de los tres sondeos orientados empleados para la obtención de estos datos.


36


Figura 13. Polos de juntas presentes en las rocas ígneas y situación de los sondeos orientados en este material.

En la Figura 13 se representan también las líneas de máxima concentración de las familias predominantes. No se aprecia la existencia de zonas ciegas en la toma de datos, o al menos, esta ausencia de datos no es muy significativa. Sí se puede interpretar que las juntas subparalelas al sondeo GT2 puedan estar subrrepresentadas, teniendo en cuenta la abundancia de estas familias en el otro lado de la explotación. Las principales familias de juntas observadas han sido las siguientes:

J1

46/190

J2

43/259

J3

66/359


37


J4

55/021

J5

35/282

J6

29/062

Estos planos están representados en la Figura 14. La familia J5 se corresponde con la estratificación detectada en la zona de areniscas, cuya dirección media era 32/303. En la tabla siguiente se indican los valores tomados en las juntas y los obtenidos a partir de los ensayos de laboratorio y siguiendo el criterio de Barton, para la granodiorita alterada, que, como ya se indicó anteriormente, representa al material más débil de todos los intrusivos.

Litología Granodiorita alterada Sedimentario

Ang. JRC JCS Fric. básico 1 3,5 116 29 11,4 25 25

Datos de Laboratorio Cohesión Fricción 0,52 31 0,123 40

Tabla 9. Datos geomecánicos para la zona de materiales ígneos.


38


Figura 14. Situación de los polos y los planos de las juntas predominantes en la granodiorita.


39


4 ESTUDIOS RECIENTES 4.1 DIMENSIONAMIENTO DE LAS CÁMARAS PARA EXPLOTACIÓN SUBTERRÁNEA 4.1.1 Descripción del método TERRATEC Geotecnia y Sondeos S.L.L., ha realizado un estudio para el dimensionamiento de las cámaras de la explotación subterránea proyectada utilizando el método Mathews. El método de Mathews para el diseño de excavaciones subterráneas mineras fue propuesto al principio por Mathews et al. en 1980 para minería a profundidades superiores a 1000 m. La hipótesis inicial estaba basada en una relativamente pequeña cantidad de datos. Desde entonces, numerosos autores han recopilado una significativa cantidad de nuevos datos procedentes de una gran variedad de minas profundas (la mayoría de las cuales eran inferiores a 1000 m) para verificar la validez del método, y han propuesto modificaciones (Potvin et al., 1998; Stewart y Forsyth, 1995; Trueman et al., 2000). Las numerosas modificaciones procedían de datos adicionales y relativos a cambios de zonas. Potvin et al. (1998) hizo algunos cambios en la manera en la que se calculaban los factores de ajuste. El procedimiento de diseño está basado en el cálculo de dos factores: el número de estabilidad, N , el cual representa la capacidad resistente del macizo rocoso bajo unas condiciones tensionales dadas, y el factor de forma o radio hidráulico, S , el cual da cuenta de la geometría de la superficie de la explotación. El factor de forma se determina como la relación entre el área de la superficie de excavación y su perímetro. El número de estabilidad es comparable con el MRMR de Laubscher, mientras que el factor de forma es idéntico al radio hidráulico usado en el diagrama de hundimiento de Laubscher. Estos factores se representan en un gráfico, el cual se encuentra dividido en zonas donde se predice la estabilidad o inestabilidad de la excavación.

4.1.2 Número de Estabili dad El número de estabilidad, N, se define como: N = Q / x A x B x C

(1)

donde: Q / se calcula del resultado del mapeo estructural o del registro de los sondeos Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

40


realizados en el macizo rocoso usando exactamente el mismo método propuesto por el sistema de Clasificación Estándar NGI de Macizos Rocosos (Barton et al., 1974) definido como:

Q= siendo,

RQD:

RQD J r J w = 1 × × J n J a SRF = 1

(2)

Designación de Calidad de la Roca

J n:

Número de familias de juntas

Jr:

Número de rugosidad de la junta

Ja:

Número de alteración de la junta

Jw:

Factor de reducción de agua de la junta

SRF:

Factor de reducción de la tensión

Para el cálculo del número de estabilidad se asume que el parámetro de reducción de agua en las juntas y el factor de reducción de tensión son ambos igual a uno. A, factor de tensión de la roca, que refleja las tensiones actuantes en las superficies libres

de excavaciones a profundidad, se determina como el ratio entre la resistencia de la roca intacta (resistencia a compresión simple) y la tensión compresiva inducida, en la línea central de la pared excavada. La tensión inducida se puede hallar mediante análisis numérico de tensiones o estimada de distribuciones de tensiones publicadas, mientras que la resistencia a compresión simple se obtiene de ensayos de laboratorio. Se ha desarrollado un gráfico que muestra el ratio resistencia-tensión y el factor A (Figura 15), donde la curva sigue la siguiente ecuación:

Para σ c / σ1 < 2 : A= 0.1 Para 2 < σ χ /σ 1 < 10 : A= 0.1125 (σ χ /σ 1 )-0.125

(3)

Para σ χ /σ 1 > 10 : A= 1.0


41


Figura 15. Gráfico para la determinación del factor “A”

B, factor de ajuste de la orientación de las juntas, contabiliza la influencia de las

juntas sobre la estabilidad de las caras libres de la caverna. La mayor parte de los fallos de estructuras ocurren a lo largo de las juntas críticas, cuando éstas forman ángulos bajos con las superficies libres. La influencia de las juntas críticas es máxima cuando su traza es paralela a la superficie libre y mínima cuando son perpendiculares. El factor B depende pues, de la diferencia en buzamiento entre la superficie de excavación y la familia crítica de juntas como se puede observar en la Figura 16. En el caso de que la diferencia en dirección sea cero, se puede utilizar el esquema que se muestra en la Figura 17.


42


Figura 16. Gráfico para la determinación del factor “B” (según Potvin, 1988)


43


Figura 17. Esquemas para la determinación del factor “B” cuando la diferencia en dirección es cero (según Stewart y Forsyth, 1995)

C, factor de ajuste de la gravedad, es el relativo al hecho de que la orientación de la superficie de excavación influye en su estabilidad. Las roturas pueden ocurrir desde el techo de la cámara por caídas inducidas por la gravedad o desde los hastiales mediante mecanismos de deslizamiento o laminación (slabbing). Según Potvin (1988) los mecanismos de caída por gravedad y laminación (slabbing) dependen de la inclinación de la superficie de la cámara estudiada, α. El factor C para estos casos se calcula mediante la expresión C=8-6cosα o bien con la gráfica de la Figura 18. Las roturas por deslizamiento dependen de la inclinación β de las juntas críticas, obteniéndose el valor del factor C de la gráfica de la Figura 19. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

44


Figura 18. Gráfico para la determinación del factor “C” por mecanismos de caída por gravedad o laminación (slabbing) (según Potvin, 1988)

Figura 19. Gráfico para la determinación del factor “C” por mecanismos de deslizamiento (según Potvin, 1988)

Para el usuario inexperto de esta técnica de diseño, la determinación del número de estabilidad puede dar una impresión exagerada de rigor ingenieril. De cualquier modo, empíricamente es difícil determinar todos los factores importantes que influyen en la estabilidad de la superficie de excavación. Los factores de ajuste, por lo tanto, se han determinado más experimentalmente que empíricamente. No obstante, como se puede apreciar, esta técnica ha dado detalladas pautas para el cálculo de los factores de ajuste.


45


4.1.3 Radio Hidráuli co El radio hidráulico, o factor de forma, para la superficie considerada se calcula como sigue:

S =

4.1.4

Área de la superficie analizada Perímetro de la superficie analizada

(4)

Zonas de estabili dad

Usando los valores del número de estabilidad, N’ , y el radio hidráulico, S , la estabilidad de la excavación se determina mediante diferentes gráficos. A continuación se describen los gráficos utilizados en el dimensionamiento de las cámaras previsibles en la explotación del yacimiento de Salave. En el Gráfico de Estabilidad original de Mathews, según Potvin (1988) y modificado por Nickson (1992), se muestran las zonas de estabilidad, estabilidad con sostenimiento y hundimiento (Figura 20). En el Gráfico de Estabilidad modificado por Stewart y Forsyth (1995) y ampliado por Trueman (1999), éstas zonas eran reducidas a una zona estable y una zona de rotura mayor separadas por una de transición (Figura 21). Los límites de estas zonas se calcularon mediante una regresión no linear de los datos existentes, a partir de las isolíneas de probabilidad de estabilidad (Figura 22) y rotura mayor (Figura 23) obtenidas del estudio probabilístico de todos los datos recopilados, realizado por JKMRC en el “International Caving Study” (1999). Para los cálculos que se presentan en este informe, se utiliza como criterio la isolínea con probabilidad del 90% de estabilidad y la isolínea con probabilidad de 0% de rotura mayor, equivalente al 60% de estabilidad y que delimita la zona de estabilidad con la de rotura.


46


Figura 20. Gráfico de estabilidad de Mathews (según Potvin, 1988, modificado por Nickson, 1992)


47


S-F Line 60% Stable 40% Failure 0% Mayor Failure

F-MF Line 8% Stable 46% Failure 46% Mayor Failure

Figura 21. Gráfico de estabilidad de Mathews ampliado (Trueman et al, 1999)

Figura 22. Isolíneas de probabilidad para una excavación estable


48


Figura 23 . Isolíneas de probabilidad de rotura mayor en una excavación

En la Figura 24 se muestra una comparativa entre ambos gráficos, donde se observa que para valores pequeños del número de estabilidad, es más restrictivo el gráfico de Mathews ampliado, mientras que para valores altos de N’ , es más restrictivo el gráfico original de Mathews.


49


1000.0

100.0 ' N , r e b m u N y t i l i b a t S

10.0

1.0

0.1 0

5

10

15

20

25

Shape Factor, S Mathews Stable

Mathews Trans

Potencial (0% Mayor Failure)

Potencial (Caving)

Potencial (90% Stable)

Figura 24. Comparativa entre el Grafico de Estabilidad de Mathews y el Gráfico de Estabilidad de Mathews Ampliado


50


4.2

RESULTADOS DEL DIMENSIONAMIENTO DE CÁMARAS

Para el dimensionamiento teórico de las posibles cámaras de la explotación, se estudian las superficies de los hastiales (hangingwall ) y el techo (back ), ya que se considera que éstas tienen mayor probabilidad de rotura. Se consideran unas longitudes de cámara de 15, 20, 30, y 40 y altura de 40 metros, para las cuales se obtienen sus números de estabilidad según las indicaciones señaladas en los apartados anteriores. Con éstos y mediante las gráficas de estabilidad de Mathews se obtiene el radio hidráulico de la superficie analizada a partir de la cual se determina el ancho de la cámara en condiciones de estabilidad con o sin sostenimiento. Estos resultados se consiguen en base a los datos característicos del material a explotar y sus adyacentes obtenidos en distintas campañas de sondeos realizadas en el yacimiento así como ensayos varios y toma de muestras. Al hacer la aproximación a los tamaños máximos de cámaras previsibles, y en esta fase de proyecto, se tomaron datos correspondientes al material competente mayoritario, además de los valores mínimos representativos de zonas irregulares, y de reducida continuidad, con peores parámetros geotécnicos.

4.2.1 Determi nación del número de estabili dad, N’ Como ya se comentó en el capítulo anterior, la determinación del número de estabilidad requiere el cálculo de los factores Q’, A, B y C que se detalla a continuación.

4.2.2

Cálculo del parámetro Q’

Aplicando la expresión (2) donde, según los datos proporcionados por AsturGold, extraídos de la descripción geotécnica de diferentes sondeos: RQD= 92

RQD min=54

J n=

15 (cuatro familias de juntas o más, más random)

Jr =

3 (juntas rugosas y onduladas)

Ja=

4 (minerales arcillosos suaves en las juntas)

2 (onduladas suaves)


51


se obtienen con estos datos un valor para Q’ de 4,6 para el macizo general y 1,8 para las zonas irregulares de resistencia mínima.

4.2.3 Determi nación del factor A Para la determinación del factor de tensión de la roca se necesita calcular el ratio entre la resistencia a compresión simple de la roca, σc, y la tensión compresiva inducida, σ1, en las superficies de la cámara analizadas. El valor de la resistencia media a compresión simple es de 87 MPa en el 75 % de los casos, dato obtenido de los ensayos realizados hasta el momento en los diferentes materiales que conforman el macizo rocoso. Como las tensiones, tanto en el techo como en los hastiales de las cámaras teóricas, son muy pequeñas en relación a la resistencia a compresión simple, el factor A es igual a 1, para alturas de cámara de 40 m.

4.2.4

Determinació n del factor B

Para la determinación del factor que tiene en consideración la orientación de las juntas, se ha planteado una orientación más favorable de las cámaras norte-sur, resultando perpendiculares a la orientación de las juntas predominantes existentes en el yacimiento, según los datos que hemos visto anteriormente. Esta familia de juntas presenta un buzamiento medio de 45º respecto a la horizontal. La orientación de las juntas tiene, por tanto, un buzamiento de 45º siendo éstas perpendiculares a la dirección de las cámaras. Se contempla también la posibilidad de realizar cámaras de dirección este-oeste, siendo en este caso paralelas a la orientación predominante de las juntas. La inclinación de las cámaras es de 90º. -Hangingwall

Como las juntas son perpendiculares al hangingwall , la diferencia en dirección es de 90º. La diferencia en buzamiento es de 45º. Con estos valores se obtiene de la gráfica de la Figura 14 que B=1. En las cámaras este-oeste, paralelas a las juntas predominantes, el valor obtenido es B=0.54 -Back Debido a que el techo de la cámara, o back , es horizontal la orientación de la junta no es relevante, por lo que la diferencia en dirección se considera de 0º. La diferencia en Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

52


buzamiento es de 45º. En este caso se obtiene que B=0.4.

4.2.5

Determinación del factor C

Como la cámara tiene una inclinación de 90º respecto a la horizontal, los valores obtenidos para el factor de ajuste de la gravedad son de 8 para el hangingwall y de 2 para el back . Se consideran mecanismos de rotura por gravedad y laminación ( slabbing), por lo que se consultan las gráficas de las Figuras 18 y 19, obteniéndose en esta última un valor de C=6 para procesos de laminación a favor de las juntas críticas en los hastiales de las cámaras.

4.2.6

Valor es del número de estabili dad, N’

Aplicando la expresión (1) se calculan los números de estabilidad del hangingwall y el back para las diferentes longitudes de cámara consideradas. Los factores B y C permanecen constantes ya que no dependen de las dimensiones de la cámara. El factor A tampoco varía, al mantenerse la altura de las cámaras teóricas en 40 metros. Considerando los valores anteriores, se obtiene que N’ tiene un valor mínimo de 27.6 para deslizamientos en el hangingwall y a 9.2 en el techo de las cámaras, considerando las características geotécnicas mayoritarias del mineral a explotar, y con orientación nortesur. En el caso de las zonas con menor resistencia, en el caso de ocupar la totalidad de una cámara, los valores anteriores se reducirían hasta 4.32 y 1.44 respectivamente. Para orientación de cámaras este-oeste se obtienen los mismos valores respecto a posibles desprendimiento en el techo, siendo el valor mínimo de N’ en los hastiales de 14.9. Se observa que los valores mínimos que condicionarán la estabilidad de las cámaras están relacionados con el tamaño del techo de las mismas, al considerarse constante para este estudio tanto la longitud como la altura de las mismas. A partir de estos datos de N’ se calcularán las variaciones posibles en el ancho de las cámaras a proyectar.

4.2.7 Radio hidr áulico, S, y longit ud de cámara asociado. Introduciendo los números de estabilidad en la Gráfica de Estabilidad de Mathews, se determinan los radios hidráulicos en dos límites: Estable sin sostenimiento y transición sin sostenimiento. En el caso de la Gráfica de Estabilidad de Mathews Ampliada, se hallan los límites estable (con una probabilidad de estabilidad del 90 %) y de rotura menor (con una Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

53


probabilidad del 0% de rotura mayor). Un resumen de los radios hidráulicos obtenidos para el hangingwall y el back se muestra en las tablas 10 y 11. 40

Altura de Cámara (m)

Hangingwall Superficie considerada Este-oeste

RH Estable sin Sostenimiento RH

Transición

sin

Sostenimiento

Hangingwal l

Back

Norte-sur

7.5

9.72

5.5

10

12.2

8.05

Tabla 10. Radios hidráulicos según la Gráfica de Estabilidad de Mathews.

40

Altura de Cámara (m)

Hangingwall Hangingwall Superficie considerada

Back E-O

N-S

RH 90 % Estable

8

10

6.9

RH 0 % Rotura Mayor

15

19

10.5

Tabla 11 . Radios hidráulicos según la Gráfica de Estabilidad de Mathews Ampliada.

Aplicando la definición de radio hidráulico (expresión (4)), se determina la anchura de cámara para las longitudes de dimensiones consideradas (15, 20, 30 y 40 m) En el caso de los hastiales de la explotación, para alturas de 40 metros se obtienen Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

54


longitudes estables sin sostenimiento de 37,85 metros, reduciéndose a 12,6 metros en el caso de encontrar materiales blandos, para orientaciones norte sur. En el caso de contemplar orientaciones este-oeste, la longitud máxima estable sin sostenimiento obtenida es de 28 metros, muy similar a la contemplada es esta fase de proyecto (30 metros). Para las dimensiones del techo de las cámaras, back , se consideran distintos valores de longitud, representándose en la siguiente tabla los valores de anchura de la cámara obtenidos, según el estado tensional considerado y para los materiales resistentes ampliamente observados en los sondeos realizados. Longitud cámara (m) Estable sin Sostenimient o

Transición Sostenimiento

15

20

30

40

42.5

25

17.7

15.2

∞

83

34.8

27

sin

Tabla 12. Anchura de cámara en el techo según los RH obtenidos del Gráfico de Mathews.

Según los datos obtenidos, cámaras de 40 metros de altura y 30 de longitud, serán estables en anchuras de 17,7 metros, pasando a 34 metros si se contempla la instalación de sostenimiento.


55


4.3 ANÁLISIS DE SOSTENIMIENTO EN CÁMARAS

Como complemento a la estimación teórica del tamaño de cámaras estables con o sin sostenimiento, se han realizado análisis numéricos tridimensionales mediante el programa informático FLAC3D, considerando alturas de cámara de 40 metros. Este programa permite analizar el desplazamiento del techo y hastiales de las cámaras propuestas con y sin sostenimiento, para los parámetros geotécnicos obtenidos de los sondeos existentes en el yacimiento y su entorno, recogidos en un intenso trabajo de campo y de laboratorio.

Figura 25. Detalle de galerías y cámaras.

Los datos empleados en los análisis tridimensionales son los señalados en la siguiente tabla, obtenidos de los valores medios de resistencia a la compresión, densidad y fracturación de las zonas mineralizadas detectadas en los sondeos de definición del yacimiento.


56


UCS GSI

Granodiorita mineralizada

66

55

mi

30

c densidad (Mpa) fricción

2.7

1,41

55

K

G

7022 4358

Se han realizado análisis de cámaras de 16 y 20 metros de ancho, con longitud de 30 metros y altura de 40 metros, similares a las obtenidas como estables o de transición mediante el método de Mathews. En las dos gráficas anteriores se observan los movimientos verticales en el techo de las cámaras, considerando 16 metros de ancho sin sostenimiento en la primera, y 20 metros más cables en la segunda imagen. Para cámaras de 16 metros de ancho se obtiene un desplazamiento en el techo menor de 4 mm, considerándose estable (según el método de Mathews era estable sin sostenimiento una cámara de hasta 17.7 metros de ancho). En una cámara de 20 metros de ancho el desplazamiento es muy similar si se emplean cables en el techo de la misma (menor de 4,5 mm en la segunda imagen), pudiendo considerarse también estable.


57


Figura 26. Comparativa entre cámaras de 16 y 20 metros de ancho, sin y con sostenimiento.

Estos resultados, obtenidos del análisis tridimensional de las posibles explotaciones, son concordantes con los datos obtenidos del análisis teórico a partir de la teoría de Mathews.


58


4.4 ANÁLISIS DE SOSTENIMIENTO EN GALERÍAS Con el objeto de acceder a la zona mineralizada está prevista la realización de una galería subterránea de acceso principal, de dimensiones 5.0 x 5.5 metros y se estudia la posibilidad de realizar una segunda galería de investigación, de iguales dimensiones, situadas a distinta altura y con longitudes aproximadas de 2600 y 830 metros respectivamente. La dirección prevista de la galería principal inferior es sur-norte, mientras que la superior (de exploración) presenta una dirección aproximada N7E.

Figura 27. Perfil longitudinal de la galería de acceso principal.

Para determinar las necesidades de sostenimiento previsibles para la infraestructura a ejecutar, se realizaron dos sondeos geotécnicos, y se testificaron los testigos existentes de varias perforaciones antiguas, en concreto, de 8 sondeos, próximos a la traza de las Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

59


galerías de acceso principal y de la posible galería de investigación. Además de estos datos, se ha llevado a cabo un estudio exhaustivo de los datos antiguos tomados en distintas campañas de sondeos llevadas a cabo para la definición del yacimiento de Salave, considerando 2271 datos de juntas orientadas en testigos de sondeo y 1823 tramos homogéneos de sondeo. De los datos disponibles se han obtenido valores medios de número de juntas, rugosidad y relleno de las mismas, así como valores de resistencia a la compresión y RQD, además de datos de alteración y presencia de agua. Esta información ha permitido determinar las características geomecánicas de las diferentes litologías que atravesarán la galería de acceso principal prevista y la posible galería de investigación, así como una estimación aproximada de los porcentajes de cada una de ellas, estableciéndose un sostenimiento tipo para la estructura propuesta. Más adelante se muestran los resultados obtenidos así como las recomendaciones de sostenimiento que de los mismos se derivan. En los siguientes apartados se exponen los resultados obtenidos de la testificación de los nuevos sondeos realizados, así como de los testigos antiguos. La situación de los nuevos sondeos perforados recientemente (diciembre 2011) y los antiguos a testificar han sido determinados por la propiedad. Se resumen igualmente los resultados de los ensayos de laboratorio realizados sobre muestras seleccionadas. A partir de la observación de los testigos de sondeos se ha realizado la caracterización geomecánica de las diferentes litologías detectadas, permitiendo la realización de estimaciones de sostenimiento estadísticas, en función del predominio de una u otra litología a lo largo de la zona a atravesar por la galería de acceso principal y la posible galería de investigación. Se ha tenido en cuenta, también, la información en cuanto a orientación general de la estratificación procedente de un estudio de estabilidad global del proyecto realizado en el año 2005. En la figura 28 se muestra la situación de los dos sondeos de nueva realización, así como de los sondeos antiguos testificados, junto con la traza prevista de la galería de acceso principal.


60


Figura 28. Situación de los sondeos realizados y testificados.

4.4.1

Sondeos geotécni cos

Los dos sondeos geotécnicos realizados durante el mes de diciembre de 2011 se situaron en las cercanías de la zona de emboquille de la galería de acceso principal prevista y de la posible galería de investigación. Ambas perforaciones han sido verticales y alcanzaron profundidades de 51.60 m y 55.70 m respectivamente. En la tabla 14 se muestran las coordenadas de los sondeos realizados en ETRS89-Huso 29.


61


Sondeo

X

Y

Z

Longitud

Inclinación

GTD01 GTD03

668455.722 668456.279

4823469.003 4824904.789

61.588 50.07

51.6 55.7

-90 -90

Tabla 13. Coordenadas de los sondeos geotécnicos realizados.

En el ANEXO III se muestran las fotografías de los testigos obtenidos en los sondeos GTD01 y GTD03, resumiéndose a continuación las características geológico-geotécnicas de los distintos materiales atravesados.


62


SONDEO: GTD01

_______________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0,00 – 0,30

Suelo vegetal.

0,30 – 2,10

Cuaternario arenoso grueso, mal clasificado y con abundantes micas.

2,10 – 3,50

Pizarra gris con elevada alteración meteórica (grado V), compacta y con abundantes arcillas eluviales.

3,50 – 25,50

Pizarra negra con fracturación muy intensa a favor de lajas milimétricas. RQD 0 y baja resistencia a la compresión. Presenta zonas muy arcillosas entre 5,70-7,8 y 17-18.40. Juntas onduladas suaves o con estrías de falla, de muy poca continuidad y espaciamiento milimétrico. Nivel muy deficiente geotécnicamente.

25,50 -37,90 Pizarra negra muy esquistosa, con fracturación abundante a favor de la estratificación. Rotura en discos centimétricos, RQD 0 y resistencia a la compresión moderada a baja. Juntas onduladas suaves, mayoritariamente sin relleno, con espaciamiento milimétrico. Pirita muy abundante diseminada y en venas. Presenta una zona más arcillosa entre 34.50 – 37.20. 37.90 – 51.60 Pizarra gris con intercalaciones blanquecinas ocasionales. Capas milimétricas. Juntas planas suaves sin relleno. Resistencia a la compresión moderada (15 MPa) y RQD 60.


63


SONDEO: GTD03

_____________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0,00 – 0,20

Suelo vegetal.

0,20 – 5,95

Cuaternario arenoso grueso, mal clasificado y con abundantes micas. Presencia ocasional de gravas centimétricas cuarcíticas. Compacidad floja. 3.00 – 3.60 MI 3-4-6-10

5,95 – 34,80

Pizarra negra con fracturación muy intensa a favor de lajas milimétricas y zonas con elevada alteración meteórica (V-IV). RQD 10 y baja resistencia a la compresión. Presenta zonas muy arcillosas con presencia ocasional de talco en los primeros metros. Estratificación marcada y ondulante, con ángulos respecto al eje del testigo comprendidos entre 50 y 15º. Juntas onduladas suaves o con estrías de falla, de muy poca continuidad y espaciamiento milimétrico. Nivel deficiente geotécnicamente.

34,80 -47,95 Pizarra gris con intercalaciones blanquecinas ocasionales. Capas milimétricas. Juntas planas a onduladas suaves sin relleno. Resistencia a la compresión moderada (15 MPa) y RQD 50 con zonas métricas más fracturadas. 47,95 – 55,70 Areniscas cuarcíticas de grano fino, con ligera oxidación e intercalaciones pizarrosas grises irregulares. Resistencia a la compresión moderada a alta y elevada fracturación (RQD 25). Juntas planas y suaves, sin relleno o con pátinas ocasionales de óxidos de hierro.


64


4.4.2 Sondeos antiguos. Además de los dos sondeos geotécnicos realizados, se ha llevado a cabo la testificación geotécnica de los testigos conservados de 7 sondeos antiguos, con un total de 725.27 metros. Estos sondeos, realizados en 1983, se encontraban en su totalidad muestreados, por lo que sólo se conserva medio testigo. Los datos geotécnicos obtenidos están, por tanto, afectados de mayor fracturación que la natural. Se ha tenido en cuenta, también, la información geotécnica del sondeo RN01, realizado en el año 2004, y del que se dispone de archivo fotográfico y testificación geotécnica.

En la siguiente tabla se muestra la profundidad de los sondeos y los metros testificados en cada uno.

Sondeo AA13/5 AA17/4 AA17/5 AA17/6 AA9/6 AA9/7 AA9/8 RN01

Profundidad 100.00 87.05 97.73 99.90 211.77 83.20 100.23 155.00

Testificado 45.39 87.05 97.73 99.90 211.77 83.20 100.23

Total

934.88

725.27

Tabla 14. Sondeos antiguos testificados.

Los datos obtenidos en la testificación de los sondeos antiguos, próximos a la traza de las galerías de acceso principal y de la posible galería de investigación, se resumen a continuación.


65


SONDEO: AA17/4

______________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0.00 - 5.35

Cuaternario arenoso con clastos ocasionales de gravas y cantos cuarcíticos redondeados a subredondeados. Compacto y denso.

5.35 - 17.70

Pizarras con alteración meteórica elevada, disminuyendo en profundidad.

17.70 - 34.30 Pizarra gris, muy fracturada, blanda (raya con el martillo). Juntas planas y suaves. 34.30 - 51.00 Arenisca moderadamente oxidada, con niveles ocasionales de pizarra gris. 51.00 - 72.95 Pizarra gris con fracturación moderada, juntas planas sin relleno y suaves a ligeramente rugosas. Sin relleno. 72.95 - 87.05 Cuarcita gris con niveles de arenisca cuarcítica de grano fino. Fracturación escasa, con juntas espaciadas 20 cm. Juntas planas rugosas, sin relleno y elevada resistencia a la compresión simple (50 MPa)

SONDEO: AA9/7

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

0.00 - 2.45

LITOLOGIA

Cuaternario arenoso con gravas y cantos de cuarcita ocasionales.


66


2.45 - 10.70

Pizarra oxidada con resistencia moderada. Fracturación intensa.

10.70 - 58.50 Pizarra negra mosqueada, con bandeado centimétrico a unos 50º del eje del sondeo. Fracturación intensa con juntas abundantes paralelas a la estratificación. Dos familias de juntas, planas y suaves a onduladas suaves. 58.50 - 83.20 Cuarcita con bandas ocasionales de pizarras grises mosqueadas en bandas centimétricas. Fracturación muy intensa, con RQD 5, y resistencia a la compresión moderada a alta. Juntas planas-onduladas rugosas, sin relleno.

SONDEO: AA9/8

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0.00 - 0.35

Suelo vegetal

0.35 - 5.50

Cuaternario arenoso con gravas y cantos cuarcíticos.

5.50 - 14.80 Pizarras oxidadas, con alteración meteórica IV-V, disminuyendo en profundidad. 14.80 - 45.00 Cuarcita con intercalaciones escasas de pizarras. Dura con fracturación moderada y juntas planas rugosas sin relleno. Espaciamiento de las juntas mayor de 30 cm. RQD moderado y resistencia a la compresión 50 MPa. No presenta zonas blandas. 45.00 - 54.30 Pizarra oxidada hasta el metro 50. Fracturación muy intensa y alteración ligera. Juntas planas rugosas a suaves. 54.30 - 100.23 Cuarcitas duras con fracturación irregular. Juntas sin relleno, onduladas rugosas. Entre 93.5 y 98 presenta una fracturación muy elevada y ligera oxidación.


67


SONDEO: AA17/6

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0.00 - 0.18

Suelo vegetal

0.18 - 3.45

Cuaternario arenoso con gravas ocasionales de cuarcita redondeada a subredondeada.

3.45 - 14.70

Pizarras ocres con meteorización moderada III-IV, juntas irregulares rugosas con rellenos de óxido de hierro. Aspecto mosqueado con escasas moscovitas. RQD menor de 15 y resistencia a la compresión baja <5 MPa, salvo en los dos últimos metros que se incrementa ligeramente.

14.70 - 19.30 Pizarra negra con alteración meteórica ligera II. Dura y muy fracturada por juntas paralelas a la estratificación, con carácter lajoso. RQD <5, con arcillas grises ocasionales y pátinas de óxidos de hierro en las juntas. 19.30 - 40.75 Pizarra gris a negra, dura, de grano grueso con zonas de arenisca y bandas mosqueadas. Bandeado escaso a 50º del eje del testigo, ligeramente irregular. UCS 45 y RQD 70. Juntas onduladas rugosas sin relleno. 40.75 - 42.38 Dique de granodiorita sericitizado, compacto y duro, sin arcillas en los contactos y con relictos de pizarras intercalados. 42.38 - 57.40 Pizarra negra, de grano grueso, moscovítica y ocasionalmente mosqueada. Juntas onduladas rugosas, sin rellenos. RQD 70 y espaciamiento de las juntas >30 cm. Resistencia a la compresión moderada a alta. 57.40 - 99.90 Cuarcita verdosa a gris, recristalizada y dura, con fracturación moderada. Juntas planas sin relleno a rugosas. UCS 60 MPa y RQD 50. En los últimos 6 metros presenta muy baja fracturación. Juntas sin relleno con ligera oxidación meteórica en torno al metro 89 (presencia de molibdenita) Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

68


SONDEO: AA17/5

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0.00 - 0.60

Suelo vegetal

0.60 - 5.20

Cuaternario arenoso con gravas

5.20 - 15.00

Pizarras meteorizadas y blandas, con zonas blanquecinas menores de 1 metro en torno a las profundidades de 12 y 15. Alteración meteórica III-IV.

15.00 - 17.50 Pizarra-arenisca bandeada, dura y con juntas planas y rugosas, con pátinas de óxidos de hierro. RQD 50. Meteorización II-III. 17.50 - 44.30 Pizarra verdosa, con zonas pequeñas mosqueadas y bandeado entre 20-30º respecto al eje del sondeo, ondulante. Zonas de falla con caolinitización con potencias en torno a 2 metros en los metros 214, 33 y 38. Zona muy fracturada con RQD <30 y resistencia a la compresión moderada 10 MPa. 44.30 - 78.00 Pizarra gris verdosa, muy fracturada, con RQD 30 y zonas ligeramente alteradas. Bandeado entre 40-50º, juntas onduladas sin relleno. Dos familias y espaciamiento <15 cm. UCS 30 MPa. Zonas menos fracturadas entre 58 y 67, con RQD 60. 78.00 - 87.04 Pizarra gris, dura y con escasa fracturación paralela a la estratificación a 45º. RQD 90 y UCS 60. Una familia de juntas onduladas y rugosas. Material duro y sin alteración meteórica, con escasa bandas mosqueadas. 87.04 - 97.73 Cuarcitas grises y duras, poco fracturadas con RQD 80 hasta el metro 92.50, pasando en profundidad a 60. Una familia de juntas predominante, onduladas rugosas y sin relleno. Elevada resistencia a la compresión, con valores de 70 MPa.


69


SONDEO: AA13/5

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

54.61 - 81.25 Granodiorita fresca, compacta y con escasa fracturación. Juntas con espaciamiento superior a 30 cm, onduladas rugosas y sin relleno o con pátinas de calcita. Entre los metros 60 y 65 aproximadamente presenta una ligera caolinitización. Juntas a 45º y zonas subparalelas al testigo. Dos familias de juntas más varias aleatorias, RQD >80 y resistencia a la compresión simple elevada, 100 MPa. 81.25 - 83.35 Granodiorita cloritizada y sericitizada, alteración ligera, más fracturada que el tramo anterior. RQD 40 y UCS 70. Juntas onduladas con relleno ocasional de calcita y talco. Nivel Duro y resistente. 83.35 - 100

Granodiorita dura y compacta, con dos metros más fracturados en torno al metro 94, con ligera alteración en esa zona. RQD >90 y UCS 110 MPa. Una familia de juntas predominante, onduladas rugosas y sin relleno o con presencia ocasional de calcita. Espaciamiento superior a 40 cm.

SONDEO: AA9/6

________________________________________________________________________________________________ TRAMO

LITOLOGIA

0.00 - 1.50

Relleno de jabre con suelo vegetal.

1.50 - 6.30

Granodiorita con alteración meteórica V-VI.

6.30 - 11.90

Granodiorita oxidada, con alteración meteórica II-III, con zonas de jabre


70


menores de 40 cm. Óxidos de hierro en juntas y resistencia a compresión moderada, >40 MPa. 11.90 - 31.00 Granodiorita con alteración potásica y zonas de abundante fracturación, con caolinita ocasional en las juntas. Juntas onduladas suaves a rugosas. RQD 40 con zonas muy fracturadas de potencia entre 1 y 2 metros. Resistencia a la compresión 50 31.00 - 73.60 Granodiorita con alteración potásica, restos de biotitas y caolinitización ligera. Materia duro y con escasa fracturación. Juntas onduladas rugosas sin relleno o con presencia ocasional de caolín. UCS 70-90, RQD >80. Una familia de juntas predominante. 73.60 - 79.75 Granodiorita con escasa alteración sericítica, con biotitas y ocasionalmente caolinita-sericita. Juntas onduladas rugosas, sin rellenos. Una familia de juntas, UCS 90, RQD >80 79.75 - 122.00 Granodiorita con alteración potásica, sin biotitas, verdosa con zonas oxidadas. Juntas escasas, onduladas rugosas, con pirita ocasional. RQD >80, resistencia a la compresión simple elevada 80 MPa. Zonas fracturadas ocasionales menores de 50 cm. Una familia de juntas. 122.00-146.00 Granodiorita con biotitas, alteración irregular de caolinita. Juntas onduladas rugosas a suaves en presencia de caolinita. Fracturación intensa e irregular, con zonas caolinitizadas de 1 metro en 129, 134, 140 y 143. 146.0 - 153.0 Granodiorita con alteración potásica, rojiza, sin biotitas. RQD 70 UCS 70, una familia de juntas, ondulada rugosa, con rellenos ocasionales de caolín. En torno a 150 un metro i medio de alteración caolinítica. 153.0 - 178.50 Granodiorita con biotitas, fresco, con escasa fracturación. Juntas onduladas rugosas, sin relleno o con calcita. RQD 80, UCS 90. Una familia de junta. 178.50-211.77 Granodiorita con ligera alteración sericítica, con juntas onduladas suaves y con relleno frecuente de talco y ocasional de calcita. RQD medio 50 y elevada resistencia a la compresión (70 MPa).


71


4.4.3 Ensayos de laboratori o Sobre varias muestras inalteradas, tomadas en los nuevos sondeos realizados, y sobre trozos de testigo tomados en los sondeos antiguos, se han realizado distintos ensayos de laboratorio que permiten la caracterización geomecánica de los materiales blandos superficiales, y la obtención de la resistencia a la compresión de las rocas antiguas. Los resultados obtenidos se muestran en su totalidad como anejo a este informe, reflejándose a continuación un resumen de los mismos.

Sondeo Cota Litología Humedad Densidad Cohesión (Kpa) A. Rozam UCS (Mpa) AA 17/4 21,4 Piz gris 9,39 AA 17/4 35,9 Arenisca 30,59 AA 17/4 77,3 Arenisca 42,82 AA 9/8 40 Cuarcita 60,1 GTD03 3,0 - 3,60 Cuaternario 26,2 2,01 22 33,9 GTD03 6,10 - 6,70 Piz negra 27,2 1,96 110 29 GTD03 9,0 - 9,6 Piz negra 26,9 1,91 30 36,3 GTD03 26,8 - 27,0 Piz negra 1 GTD03 40,40 - 40,65 Piz gris 5 Tabla 15. Valores de ensayos de laboratorio.

Los ensayos de corte directo realizados sobre materiales blandos superficiales permiten obtener los valores de cohesión y ángulo de rozamiento de los mismos para efectuar análisis de estabilidad en los frentes de excavación previstos para las zonas de emboquille de la galería de acceso principal y la posible galería de investigación. Estos cálculos se mostrarán en un apartado posterior. Los datos de resistencia a la compresión simple se consideran inferiores a los valores reales de las rocas in situ, considerando el tiempo transcurrido desde la realización de los sondeos y el hecho de que los testigos están altamente manipulados (serrados a la mitad para su muestreo). En todo caso, se aprecia el aumento de la resistencia de los distintos materiales con la profundidad.

4.4.4

Orientaci ón de junt as.


72


Considerando la importancia que las distintas bandas de material sedimentario tendrán en las necesidades de sostenimiento de las galerías a ejecutar, y ante la ausencia de testigos orientados en la zona de excavación, se han utilizado los datos de orientación obtenidos en sondeos antiguos. Estos datos se refieren a la zona próxima a la mineralización, y se asume, para este informe, que pueden ser extrapolables hacia el sur, a lo largo de la traza de la galería de acceso principal. En la figura 29 se muestra la concentración de polos obtenidos en distintos sondeos orientados en el material sedimentario, extraídos del informe geotécnico de estabilidad realizado en 2005, junto con las orientaciones medias de los planos predominantes.

Figura 29. Polos de juntas observados en materiales sedimentarios.

Del total de polos se considera únicamente la estratificación, ya que se ha visto que será determinante en el control de los distintos niveles a atravesar, al tiempo que condiciona la fracturación mayoritaria observada en los testigos. Los valores medios de dirección de buzamiento de los estratos se sitúan en N303, con un buzamiento medio de 32º. Este valor se ha empleado para obtener la traza previsible del nivel de pizarras negras, malas geotécnicamente, detectadas en el sondeo GTD01, y Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

73


estimar en qué zona de la galería de acceso principal se intersectarán estos materiales. Se observa una ligera variación en cuanto al buzamiento de los estratos, estando más verticalizados en la zona de galería perforada respecto a los datos obtenidos en el área próxima a la explotación. En los testigos de los sondeos GTD01 y GTD03 el buzamiento de los estratos está mayoritariamente comprendido entre 40º y 60º.

4.5 PREVISIÓN DE SOSTENIMIENTO EN GALERÍAS En base a los datos geotécnicos disponibles, obtenidos mayoritariamente de la descripción de sondeos geológicos antiguos realizados en la zona para la definición del yacimiento, junto con dos sondeos geotécnicos realizados recientemente, se expondrán a continuación las previsiones de los materiales que atravesarán la galería de acceso principal y la posible galería de investigación, considerando una rampa de 5x5.5 metros de dimensión. Los materiales que atraviesan tanto la galería de acceso principal como la posible galería de investigación, más superficial, son en la mayoría de los casos rocas de competencia moderada. Con todos los datos obtenidos en los testigos analizados se han definido los diferentes litotipos presentes en la zona a excavar, presentándose a continuación sus características geomecánicas y las necesidades de sostenimiento previstas:

A.- Granodiorita.- Material presente en los últimos 460 metros de la galería de acceso

principal y en los últimos 250 metros de la posible galería de investigación más superficial. Material compacto y poco fracturado, con juntas mayoritariamente onduladas y rugosas, sin rellenos o con rellenos ocasionales arcillosos, en aquellas zonas con alteración ligera. Presenta una resistencia a la compresión simple elevada, superior a 100 MPa (según los datos del estudio geotécnico de 2005), y valores de RMR próximos a 60. Valor medio de Q 24, con extremos comprendidos entre 3.1 y 53.3. Las necesidades de sostenimiento serán escasas, con bulonado puntual en zonas de cuñas y ocasionalmente colocación de mallazo junto con pernos en zonas de mayor fracturación y alteración (siendo necesario el gunitado ocasional en zonas con alteración arcillosa). Las zonas de alteración observadas no tienen continuidad mayor de 5 metros, estimándose la necesidad de sostenimiento en menos del 15 % de la traza.


74


Fotografía 7. Testigo representativo de granodioritas con escasa fracturación.

B.- Pizarra gris - negra.- Representa el 67,7 % de los materiales sedimentarios a

atravesar, según la proporción observada en los sondeos testificados. Presentan una fracturación intensa, con estratificación muy marcada y juntas con escaso espaciamiento, planas y generalmente suaves sin rellenos. Las juntas corresponden fundamentalmente a la estratificación, que presenta carácter ondulado a gran escala. Los valores de RMR están comprendidos entre 35 y 40, muy condicionados por la elevada fracturación que presentan, y valores de Q que la clasifican entre media y mala, con zonas extremadamente malas. La resistencia a la compresión simple obtenida en ensayos de laboratorio se sitúa en torno a 10 MPa en las zonas más competentes. En estos materiales se deberá contemplar la necesidad de colocación sistemática de 5/7 pernos por sección, en secciones espaciadas no más de 1,50 metros, más mallazo. Puntualmente podrá ser necesario el uso de un sellado de gunita para retener fragmentos pequeños. El total de metros de este material se estima en 1800 aproximadamente. Las pizarras observadas en los sondeos presentan mayor competencia en profundidad siendo posible que se reduzca la necesidad de sostenimiento.


75


Fotografía 8. Pizarra negra bandeada

-

Zona superficial.- En los primeros 25 metros de profundidad los materiales se

encuentra alterados meteóricamente, con ligeras variaciones en función de la litología, siendo necesario el uso sistemático de gunita en los 110 primeros metros de la posible galería de investigación más superficial. En la galería de acceso principal se intersectarán en los primeros 100 metros iniciales una banda de pizarra negra muy deficiente geotécnicamente, que impide la excavación mediante perforación y voladura de pases más largos de 2,50 metros. En esta zona será necesario incrementar el número de pernos por sección (hasta 7) y secciones cada 1,2 metros, más un mínimo de 10 cm de hormigón proyectado reforzado con fibras metálicas tipo Dramix®. Deberá contemplarse, de igual modo, la posibilidad de requerir sostenimiento más pasado en los metros iniciales de galería, con la colocación de cerchas metálicas y hormigonado de la solera de la galería en toda la Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

76


longitud excavada en este nivel de pizarras negras alteradas.

Fotografía 9. Pizarra negra superficial muy alterada.

C.- Cuarcitas y areniscas cuarcíticas.- Representan el 32 % del total de galerías a

ejecutar en materiales sedimentarios (858 metros aproximadamente). Material duro y fracturado, sin rellenos en las juntas o con pátinas ocasionales de óxidos de hierro y arcillas. Presentan valores medios de RMR comprendidos entre 47 y 54, según sea menor o mayor la proporción de niveles cuarcíticos. Los valores de resistencia a la compresión simple obtenidos varían desde 30 MPa y más de 60 en los niveles más cuarcíticos, y los valores de índice Q medios se sitúan en torno a 3.5, con máximos de 9 y mínimos ocasionales de 0.3, calificándose como roca de calidad Media a Mala, con zonas ocasionales Muy Malas. Se estima la necesidad de pernos esporádicos para sujeción de cuñas y áreas ocasionales más fracturadas con necesidad de mallazo y pernos. Dada la ausencia de zonas arcillosas no se considera la necesidad de emplear hormigón proyectado en esta litología. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

77


Fotografía 10.Areniscas cuarcíticas.

Las longitudes de pase de excavación podrán llevarse a 4 metros en las zonas de granodiorita y alternancias de cuarcitas y areniscas, debiendo ser menores en zonas de pizarras grises, especialmente en los metros más superficiales.

En la figura 30 se representan los cuatro litotipos antes descritos en el gráfico de Barton, según sus valores medios, mínimos y máximos de Q, considerando explotaciones permanentes de 5 metros de ancho, modificadas ligeramente en la gráfica para permitir una correcta visualización de los distintos materiales.


78


Figura 30. 30. Necesidades de sostenimiento según litologías.

El tipo de actuaciones anteriormente descritas se realizará sobre los tres grupos litológicos mayoritarios, los cuales presentan comportamientos geotécnicos y fracturaciones similares. Estos valores medios se han obtenido a partir de los testigos de sondeos disponibles, existiendo amplias zonas de la traza de las galerías sin información, por lo que se procederá a un seguimiento constante de los trabajos de avance, modificando las propuestas anteriores en el caso de encontrar zonas no contempladas previamente, y con el fin de asegurar las óptimas condiciones de estabilidad. Los pernos se colocarán siguiendo un patrón regular básico de baja densidad, aumentándose aumentándose ésta en aquellas zonas donde la calidad del macizo rocoso así lo aconseje. Por otra parte, cualquier tipo de sostenimiento se colocará simultáneamente con el avance, manteniendo en lo posible la conservación del estado tensional al que está sometido el macizo rocoso atravesado por las diferentes galerías y rampas realizadas. En el caso de detectar zonas con menor resistencia de la prevista, se podrán colocar cerchas metálicas, debiendo valorarse valorarse la idoneidad de las mismas en su momento. Dado el tamaño de la excavación propuesta, no se contempla la necesidad de empleo de cables de acero como elemento de sostenimiento.


79


4.6

ANÁLISIS ANÁL ISIS DE ESTABIL ESTABILIDAD IDAD DE EMBOQUILLE DE GALERÍA

Como complemento a la estimación de las necesidades de sostenimiento en las galerías a realizar, se ha realizado el análisis de estabilidad frente a deslizamientos en masa en la zona de trinchera a realizar en los emboquilles de las galería de acceso principal y de la posible galería de investigación. En estas área se plantean excavaciones de altura menor de 15 metros, en los que se atravesará un nivel superficial de arenas cuaternarias, de compacidad moderada a floja y potencia irregular en torno a 5 metros, que recubre materiales pizarrosos con elevada alteración meteórica, especialmente especialmente en la zona inicio de la galería de acceso principal. Estos materiales han sido ensayados en laboratorio a partir de muestras inalteradas tomadas en los sondeos realizados, reflejándose en la siguiente tabla los parámetros característicos obtenidos. Sondeo

Cota

Litología

Humedad Densidad Cohesión (Kpa) A. Rozam

GTD03

3,0 - 3,60

Cuaternario

26,2

2,01

22

33,9

GTD03

6,10 - 6,70

Piz negra

27,2

1,96

110

29

GTD03

9,0 - 9,6

Piz negra

26,9

1,91

30

36,3

Tabla 16. 16. Parámetros geotécnicos de los materiales superficiales.

A partir de estos datos se han realizado cálculos de estabilidad con el software Xstabl©, que permite modelizar el talud en dos dimensiones y obtener factores de seguridad para distintos diseños. Empleando los valores más desfavorables geotécnicamente, con el objeto de mantenerse dentro de la zona de seguridad, se han obtenido factores de seguridad de 1.9 para una excavación de 45º y 1.66 para un talud de 54º, considerando en ambos casos la excavación libre de agua. En la figura 31 se muestra la gráfica obtenida en el análisis de estabilidad del frente de excavación, junto con las 10 superficies de rotura críticas y el factor de seguridad obtenido, y en la figura 32 el análisis correspondiente al talud lateral de la excavación, diseñado con 54º


80


Pizarra

Figura 31. Análisis de estabilidad de frente de excavación.


81


Pizarra

Figura 32. Análisis de estabilidad del talud lateral.

Considerando la sensibilidad de los materiales cuaternarios y las pizarras alteradas meteóricamente a la acción del agua, se aconseja acudir a criterios conservadores, con excavaciones de 45º en el frente y talud este, pudiendo llevar el talud oeste hasta 50º. En este talud la estratificación de los niveles pizarrosos presenta una orientación favorable respecto al frente de excavación, siendo desfavorable en el talud este. Será necesario emplear hormigón proyectado para evitar desprendimientos futuros de materiales reblandecidos por la acción de aguas procedentes de accesos hipodérmicos o de precipitaciones.


82


5

RECOMENDACIONES

Dada la escasez de datos en una parte importante de la traza de las galería de acceso principal y de la posible galería de investigación y considerando la variación litológica determinada por la presencia de estratos alternantes de pizarras y areniscas cuarcíticas, los porcentajes de tipología de sostenimiento anteriormente señaladas tienen un carácter estadístico a partir de los datos registrados en los sondeos disponibles. En base a reducir este grado de incertidumbre se realizan las siguientes recomendaciones de trabajos complementarios. En la zona inicial de la galería de acceso principal se espera atravesar un nivel de pizarras negras muy alteradas y fracturadas, que se suponen de dirección de buzamiento N300, según los datos generales obtenidos al norte del proyecto. Esta fuerte alteración disminuye en profundidad, y se limita a la banda de pizarras negras, existiendo al oeste de este material una alternancia de areniscas y cuarcitas ligeramente oxidadas y de mejor calidad geotécnica. En las figuras 33 a 35 se muestra una interpretación geológica de la banda de pizarras y la zona más alterada superficial.


83


Areniscas y Pizarras cuarcitas negras Pizarras grises

Figura 33. Plano geológico interpretado.


84


Areniscas y cuarcitas

Pizarras negras muy alteradas Pizarras grises Pizarras negras

Figura 34. Sección perpendicular a la galería.


85


Pizarras grises

Pizarras negras muy alteradas


Figura 35. Sección longitudinal.

Teniendo en cuenta la mala calidad geotécnica de los materiales que se atravesarán en los primeros metros de la galería de acceso principal, se aconseja contemplar la posibilidad de modificar la orientación del primer tramo, de tal modo que éste discurra por la banda de areniscas y areniscas cuarcíticas más competentes situadas al oeste de la situación actual de la galería, con posición similar a la mostrada en la figura 36.


86



Pizarras negras

Pizarras grises

Galería modificada

Figura 36. Plano geológico interpretado

Se recomienda la realización de 6 sondeos geotécnicos que permitan confirmar la presencia de bandas de pizarras negras alteradas en los primeros metros de la galería de acceso principal y de la posible galería de investigación, así como la litología existente en zonas que actualmente no cuentan con información directa. Estos sondeos deberían perforarse con inclinación de 60º con el fin de orientar las distintas discontinuidades y estratificaciones existentes, permitiendo definir las familias de juntas predominantes y determinar la posible formación de cuñas en las galerías, así como las trazas de las diferentes bandas litológicas. Se aconseja, de igual modo, la realización de dos sondeos cortos verticales, uno en cada emboquille de galería, para definir el método de excavación y sostenimiento más apropiado para las zonas de inicio de las galerías. En las siguientes figuras se muestra la situación de los sondeos propuestos.


87


Las direcciones y longitudes de los sondeos propuestos se muestran en la siguiente tabla.

Sondeo P GT1 P GT2 P GT3 P GT4 P GT5 P GT6 P GT7

Direccion 80 133 140 145 80 0 0

Inclinación -60 -60 -60 -60 -60 -90 -90

Longitud 65 85 120 50 100 25 25

Tabla 17. Sondeos geotécnicos propuestos.

Figura 37. Sondeos geotécnicos propuestos zona galería investigación.


88


Figura 38. Sondeos geotécnicos propuestos zona sur de galería principal.


89


6 CONCLUSIONES Para el presente estudio se han empleado los valores medios de los distintos parámetros obtenidos para los grupos litológicos definidos en el área del proyecto. Se considera que los valores contemplados son representativos de la totalidad del macizo rocoso, pendientes únicamente de la aparición de zonas locales más débiles. Con el empleo de estos valores medios, los resultados de estabilidad obtenidos se consideran suficientes para cumplir los propósitos del presente estudio. Se han utilizado los esquemas de clasificación de los macizos rocoso y las conclusiones sobre resistencia de dichos macizos desarrolladas por Bieniawski (1989). Los parámetros de cohesión y ángulo de fricción para deslizamientos globales fueron extraídos a partir de los datos de RMR obtenidos de las observaciones de campo y de la descripción de los sondeos, mientras que para los análisis de las fracturas se emplearon las direcciones de juntas tomadas en el campo y en sondeos orientados, los ensayos de laboratorio y las teorías sobre resistencia en juntas de Barton (1977). Se establecieron dos zonas de juntas diferenciadas por la litología del macizo rocoso en el que se encuentran: Zona de materiales sedimentarios

Comprende la zona Oeste del yacimiento. El material presente en esta área son las intercalaciones de areniscas, pizarras y cuarcitas, con una estratificación muy marcada. La estabilidad de esta zona estará condicionada por la calidad del macizo rocoso, que se clasifica como “pobre”, con un valor medio de RMR 41, y resistencia a la compresión simple de 25 Mpa. Zona de materiales ígneos

Zona formada por granodiorita. La calidad del macizo rocoso en este material es mucho mejor que en las areniscas, incluso contemplando la granodiorita alterada. Se realizaron análisis numéricos tridimensionales mediante el programa informático FLAC3D, considerando alturas de cámara de 40 metros con datos obtenidos de los valores medios de resistencia a la compresión, densidad y fracturación de las zonas mineralizadas detectadas en los sondeos de definición del yacimiento. Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

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Se realizaron análisis de cámaras de 16 metros sin sostenimiento y 20 metros de ancho, mas cables con longitudes de 30 metros y alturas de 40 metros. Ante la posibilidad de realizar una galería de investigación y para la realización de una galería de acceso a la zona mineralizada, se ha llevado a cabo un análisis de los parámetros geotécnicos de los materiales susceptibles de ser atravesados por las mismas. Con este propósito se ha realizado un estudio exhaustivo de los datos tomados en dos sondeos geotécnicos perforados durante el mes de diciembre de 2011 y de distintos testigos correspondientes a campañas anteriores llevadas a cabo para la definición del yacimiento de Salave. Se ha tenido en cuenta, también, la información disponible en el estudio de estabilidad global realizado en el año 2005. De los datos disponibles se han obtenido valores medios de número de juntas, rugosidad y relleno de las mismas, así como valores de resistencia a la compresión y RQD, además de datos de alteración. Esta información ha permitido determinar las características geomecánicas de las diferentes litologías que atravesarán las galerías previstas, así como una estimación aproximada de los porcentajes de cada una de ellas, estableciéndose un sostenimiento tipo para la estructura propuesta. Se señala que gran parte de la traza de la galería de acceso principal, incluyendo su zona más profunda, no cuenta con información directa de sondeos, por lo que los datos han sido extrapolados de los sondeos más próximos disponibles. Considerando los valores promedios del índice de calidad en túneles Q (Barton et al. 1974) obtenidos, y teniendo en cuenta que un tamaño propuesto para galerías permanentes de 5 x 5.5 metros, junto con la proporción media de cada uno de los grados de fracturación y alteración en los materiales presentes en la zona estudiada, se establecen los siguientes criterios de sostenimiento en función de las distintas litologías detectadas: Cuarcitas y areniscas cuarcíticas.- Representan el 32 % del total de galerías a ejecutar

en materiales sedimentarios (858 metros aproximadamente). Material duro y fracturado, sin rellenos en las juntas o con pátinas ocasionales de óxidos de hierro y arcillas. Se estima la necesidad de pernos de acero corrugado esporádicos para sujeción de cuñas. En zonas ocasionalmente más fracturadas se necesitará la colocación de mallazo junto con los pernos para retener los pequeños bloques que se puedan individualizar. Dada la ausencia de zonas arcillosas no se considera la necesidad de emplear hormigón proyectado en esta litología. Los pernos de acero corrugado tendrán el anclaje repartido a lo largo de toda su longitud, anclados con cemento tixotrópico o resina, y dispuestos de rosca para placa de reparto, con arandela y tuerca. La longitud prevista de perno será, no inferior a 2.40 metros y resistencia mínima mayor de 200 kN en los de tipo M24 ( ∅ 25) y de 250 kN en Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

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los de tipo M27 ( ∅ 32). Granodiorita.- Material presente en los últimos 460 metros de la galería de acceso

principal y en los últimos 250 metros de la posible galería de investigación más superficial. Material compacto y poco fracturado, con juntas mayoritariamente onduladas y rugosas, sin rellenos o con rellenos ocasionales arcillosos, en aquellas zonas con alteración ligera. Las necesidades de sostenimiento serán escasas, con bulonado puntual en zonas de cuñas y ocasionalmente colocación de mallazo junto con pernos en zonas de mayor fracturación y alteración (siendo necesario el gunitado ocasional en zonas con alteración arcillosa). Las zonas de alteración observadas no tienen continuidad mayor de 5 metros, estimándose la necesidad de sostenimiento en menos del 15 % de la traza. Los bulones serán también de acero corrugado con iguales características que las señaladas en el punto anterior. Pizarra gris - negra.- Representa el 67,7 % de los materiales sedimentarios a atravesar,

según la proporción observada en los sondeos testificados. Presentan una fracturación intensa, con estratificación muy marcada y juntas con escaso espaciamiento, planas y generalmente suaves sin rellenos. En estos materiales se deberá contemplar la necesidad de colocación sistemática de 5/7 pernos de acero corrugado por sección, en secciones espaciadas no más de 1,50 metros, más mallazo. Puntualmente podrá ser necesario el uso de un sellado de gunita para retener fragmentos pequeños. El total de metros de este material se estima en 1800 aproximadamente. Las pizarras observadas en los sondeos presentan mayor competencia en profundidad siendo posible que se reduzca la necesidad de sostenimiento. Zona superficial.- En los primeros 25 metros de profundidad los materiales se encuentra

alterados meteóricamente, con ligeras variaciones en función de la litología, siendo necesario el uso sistemático de hormigón proyectado más pernos en los 110 primeros metros de la posible galería de investigación más superficial. En la galería de acceso principal se intersectarán en los primeros 100 metros iniciales una banda de pizarra negra muy deficiente geotécnicamente, que impide la excavación mediante perforación y voladura de pases más largos de 2,50 metros. En esta zona será necesario incrementar el número de bulones por sección (hasta 7) y secciones cada 1,2 metros. Los pernos a colocar serán tipo split-sets, más mallazo electrosoldado y un mínimo de 10 cm de hormigón proyectado reforzado con fibras metálicas tipo Dramix® en una proporción de 50 kg/m3. Inicio de galería de acceso principal.- En los primeros 20 metros de esta galería, muy

superficiales y alterados meteóricamente, en el caso de atravesar pizarras negras disgregadas se contemplará la posibilidad de uso de entibación mediante cuadros metálicos de perfil TH-16 colocados contra el terreno, regularizando las sobreexcavaciones, en el caso de existir, mediante un trasdosado adecuado de madera y/o escombro tras la chapa de enfilaje o la parrilla. Los cuadros estarán unidos entre sí por Exploraciones Mineras del Cantábrico, S.L.

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tresillones de U-l00 y longitud 1 m, aunque si el terreno fuera de peor calidad, se podrá acortar esta distancia, empleando tresillones más cortos. Los cuadros estarán apoyados en solera de hormigón dada la poca competencia de terreno. Taludes en trincheras de inicio de galerías.- Se recomienda un talud de 45º en el frente

de excavación y lateral este de las trincheras, pudiendo llevarse a 50º en el lateral oeste (la estratificación general de la zona buza entre 40 y 50º hacia el oeste). Con el fin de evitar desprendimientos en masa por la acción del agua se gunitarán los taludes definitivos.

Todos los resultados deben considerarse preliminares, teniendo en cuenta que los parámetros geotécnicos has sido obtenidos a partir de la descripción de testigos de sondeos, mayoritariamente geológicos, realizados para la definición del yacimiento. Estos parámetros deberán ser confirmados y completados con las descripciones geotécnicas que se realicen directamente sobre el terreno a medida que avanzan las excavaciones destinadas a la explotación subterránea.


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Estudio Geotecnico Proyecto Explotacion

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