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Geotecnia

L a Mina Monchi se encuentra en el términomunicipal de Burguillos del Cerro, al sur

de la provincia de Badajoz. La mina se locali-za en el paraje de La Sierra del Cordel, el yaci-miento (escombreras, corta y mina de interior)ocupa un área de unas 4 hectáreas.

La mina se abandona en 1978. Desdehace varios años se vienen llevando a cabo di-versas investigaciones en el interior de las ga-lerías así como estudios encaminados a lapuesta en valor y musealización de la mina.

Contexto geológicoLa Mina Monchi se ubica en la zona de Ossa-Morena. Los materiales que aparecen en elárea de estudio corresponden al dominio deAlconera-Arroyomolinos, de origen Precámbri-co, Cámbrico, Devónico, Carbonífero, Terciarioy Cuaternario. En la zona de estudio se pue-den aislar una serie de afloramientos caracteri-zados por una estratigrafía específica de losmateriales Cámbricos: la Forma-

ción Carbonatada Cámbrica de laSierra del Cordel.

El yacimiento de la mina Monchi

y la vecina Aurora es de tipo skarn yestá localizado en las proximidadesdel contacto entre las rocas ígneasácidas del batolito granítico zonadode Burguillos del Cerro y los már-moles cámbricos de la Sierra delCordel. El skarn del yacimiento ma-nifiesta unas peculiaridades que lohace diferente y más atractivo des-de el punto de vista científico, comoson los altos contenidos en boro ytierras raras de los fluidos minerali-zadores. Como consecuencia delmetasomatismo de fluidos ricos enesos elementos aparece una para-génesis única en toda Europa.

Descripción de la galería y posiblerecorrido visitableLa galería practicable de la mina Monchi (Figs.1 y 2) está entre las minas Consuelo y Aurora,siendo uno de los recorridos de interior más ex-tenso y espectacular de Extremadura. Se tratade una galería principal con otras dos perpen-diculares, que se abre a través de una bocami- na, parcialmente taponada, por el desprendi-

miento del murete de sujeción. Lasgalerías del primer nivel de la minaMonchi, la única planta accesibleactualmente. Tienen un recorridode aproximadamente 350 metros li-neales, de los cuales se estima queserían potencialmente visitablesunos 275 metros.

Metodología de trabajoLa descripción de la metodología aseguir para el estudio geotécnico delas obras subterráneas desde elpunto de vista de la mecánica derocas y los sostenimientos a diseñarqueda perfectamente definida enlos trabajos de Barton (1974), Hoek

y Brown (1980) y, especialmente,los de Hoek et al. (1995). Estos es-tudios están sintetizados en los tex-

En el presente estudio se describe la metodología, trabajos realizados y resultados del estudio geotécnico preliminarde la mina de hierro subterránea abandonada Monchi, de Burguillos del Cerro. En esta mina se están desarrollando diversosestudios encaminados a su musealización. El alcance del presente trabajo es únicamente estudiar las característicasgeotécnicas de una parte concreta de la mina con objeto de establecer una posible metodología para el estudio del restode las galerías, así como para otras minas españolas semejantes que deseen convertirse en minas museo. De cara a unaposible puesta en valor de cualquier espacio subterráneo, es imprescindible hacer un análisis geotécnico de estabilidad delos minados. Se han realizado estaciones y clasificaciones geomecánicas, un estudio tenso deformacional por elementosfinitos así como un estudio de cuñas. El objetivo final es conocer el grado de estabilidad y Factor de Seguridad de losminados previamente a su posible aprovechamiento turístico.

Contribución al conocimiento geotécnico dela Mina Mochi de cara a su musealización

Palabras clave: ESTABILIDAD, FACTOR DE SEGURIDAD, GALERÍA, GEOLOGÍA,

GEOTECNIA, MINA, MODELIZACIÓN, MUSEO,SUBTERRÁNEA, VISITABLE.

� JORDÁ BORDEHORE, L. (*) JORDÁ BORDEHORE, R. (**)FERNÄNDEZ AMO, F.J. (***)

(*) Geoconsult España Ing. Consult., S.A.(**) Rudnik Ciencias de la Tierra, S.L.

(***) Técnicas Mineras de Sta. Marta,S.L.

� [Figura 1] .- La primera parte de la galería esta reforzada conladrillo y encaja en granodioritas muy meteorizadas (2009).

� [Figura 2] .- La longitud de la galería hastala estación geomecánica es de algo másde 150 m. Incluyendo ramificaciones yotras galerías el recorrido por este nivelasciende a casi 300 m

Se trata de una mina de hierro subterránea abandonada, en Burguillos del Cerro (Badajoz).

tos en castellano de Ramírez (1991), Cornejo ySavador (1996) y López Jimeno (2003). El estu-dio de la estabilidad de cualquier obra subterrá-nea esta consensuada internacionalmente.

1.En primer lugar se realiza un estudio pre-liminar de las necesidades de sosteni-miento en base a clasificaciones geome-cánicas (como se desarrollará más ade-lante). Siendo también muy importanteobservar los métodos constructivos his-tóricos de la zona.

2.Una vez predefinida la cuantía y tipo desostenimiento a emplear (cerchas, gunita,mallazo, bulones, etc.) se debe de verifi-car la validez de la solución mediante unmodelo numérico de elementos finitos odiferencia finitas. Este modelo contempla-rá un criterio de rotura o resistencia delmacizo rocoso con las tensiones localesactuantes. De esta forma se validarán lasobservaciones y clasificaciones geome-cánicas del modelo empírico.

3.En ocasiones son necesarios otros estu-dios complementarios como puede serun estudio hidrogeológico, análisis de po-sibles cuñas inestables y el estudio geo-técnico de los emboquilles.

4.Si la obra subterránea interfiere con unaladera, obra civil o zona edificada, dondepuede haber afecciones como movimien-tos de taludes y subsidencias: es precisoun modelo que contemple la interacciónhueco- estructuras.

Estadillo de estación geomecánica:adaptación a minas abandonadasUna vez conocida la metodología teórica y decálculo de gabinete, es cuando se deben derealizar estadillos de campo lo más simplifica-do posibles con objeto de que sean fácilmen-te rellenables. No se debe olvidar que unacosa es la teoría y el trabajo en gabinete a la

lumbre, y otra bien distinta tomar datos encampo con viento y frío o en el interior de unahúmeda galería. No se puede pretender relle-nar estadillos complejos.

Índice QEsta clasificación fue desarrollada por Barton,

Lien y Lunde, en 1974. Está basado en la eva-luación numérica de seis parámetros dadospor la expresión:

Q = (RQD/Jn ) • (Jr /Ja ) • (Jw /SRF)Donde:Jn es el índice de diaclasado, e indica el gra-

do de fracturación del macizo rocoso.Jr es el índice de rugosidad de las disconti-

nuidades.Ja es el índice de alteración de las disconti-

nuidades.Jw es un coeficiente reductor por presencia

de agua.

SRF o Stress reduction factor, es el coefi-ciente que tiene en cuenta la influencia del es-tado tensional del macizo rocoso.

De esta forma los diferentes cocientes tie-nen una significación especial:(RQD/Jn ), indica el tamaño de bloque.(Jr /Ja ), la resistencia al corte entre los blo-

ques.(Jw /SRF) la influencia del estado tensional,

de difícil interpretación.

Para definir el tipo de sostenimiento a partirdel índice Q, se introduce este valor. así comoel diámetro equivalente en el ábaco inferior(Fig. 3). El diámetro equivalente del túnel es elcociente entre el diámetro de túnel y el Excava-

tion Support Ratio (ESR ) una especie de fac-tor de seguridad.

Clasificación geomecánica RMRFue desarrollada en Sudáfrica por Beniawski

en 1973, y posteriormente revisada por el mis-mo autor en 1976 y 1979, siendo la últimaversión la de 1989. Permite relacionar los índi-ces de calidad con cuantías de diseño. La cla-sificación tiene en cuenta los parámetros si-guientes:

• Resistencia uniaxial de la matriz rocosa.• Grado de fracturación en términos delRQD.

• Espaciados de las discontinuidades.• Condiciones de las discontinuidades.• Condiciones hidrogeológicas.• Orientación de las discontinuidades res-

pecto a la excavación.

La incidencia de estos parámetros se ex-presan mediante un índice llamado Rock Mass

Rating (RMR) que varía de 0 a 100. Para apli-car la clasificación RMR se divide el macizo alo largo del eje del túnel o mina en tramos quetengan unas características geológicas más omenos uniformes (Tabla I).

Resultados geotécnicos en la galeríaSe ha realizado una estación geomecánica enla galería del primer nivel, en la zona de con-fluencia con 2 galerías perpendiculares en filón.Este punto tiene además la particularidad deobservarse una cuña desprendida del techo,con una geometría muy bien definida (Fig 4).

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Geotecnia

� [Figura 3] .- Determinación preliminar de las necesidades o cuantía de sostenimiento de untúnel mediante el índice Q (Cornejo, 1996). Nótese que para un macizo de calidad buena (enabscisas hacia la derecha) y un diámetro equivalente no muy grande (parte inferior) el puntode cruce estaría en el ángulo inferior derecho, el cual corresponde a sostenimiento o refuerzo nonecesario. Por el contrario según nos desplacemos en el gráfico hacia el ángulo superior izquierdoirá aumentando la cuantía de sostenimiento: gunita y bulones hasta llegar a zonas con cerchas.

� [TABLA I] .-Valoración finalRMR y clasificación.

� [Figura 4].- Toma de medidas de buzamientosde juntas en la cuña caida en la intersecciónde las galerías con la principal de arrastre encalizas cámbricas.

Clasificación RMR, de Bieniawski(Mina Monchi)Para el primer sumando del índice, el RMR1,se ha considerado una resistencia a compre-sión simple de la roca intacta (a partir del escle-rómetro) de 50 MPa, lo que le otorga 4 puntos.

El segundo sumando, RMR2, es función delRQD, que se ha obtenido mediante la formula-ción de Priest y Hudson:

RQD = 100•e-0,1l(0,1l+1)

Donde l = unidad longitud/nº juntas =0,20, puesto que se ha considerado una se-paración de juntas de 0,20 a 0,40 m. Segúneste criterio el RQD = 99,98 %. Que, sin em-bargo, parece algo elevado dado el aspectoque presenta el macizo rocoso en el entorno.Es posible también determinar el RQD deacuerdo a la formulación de Palmströn, segúnla fórmula:

RQD = 115 – 3,3 Jv

Donde Jv es el índice volumétrico de juntas:Jv=1/Si =1/S1+1/S2= 1/0,20+1/0,40 = 7,5

Quedando el RQD =115–3,3•7,5= 90,25%,Valor que parece más razonable. La puntua-ción quedaría en una horquilla para el RMR2entre 17 y 20 puntos.

El tercer sumando, el RMR3 según la sepa-ración de diaclasas de 0,20 a 0,40 m tiene unvalor de 10 puntos.

Para el cuarto sumando, sobre estado delas diaclasas, RMR4, se han considerado Losdatos de la Tabla II.

Por tanto, el valor del sumando es: 15 < RMR4 < 23.

Por su parte, el sumando RMR5 es funciónde la infiltración de agua, en el caso estudiadolas juntas se encuentran ligeramente húmedaspor tanto RMR5 = 10

Así pues el índice RMR básico está en elentorno: 56 < RMRb < 67. Este RMR es pre-ciso corregirlo según la orientación de las jun-tas mayoritarias en el entorno de la zona deestudio. Se estima que son desfavorables enun grado medio, por lo que se minorará elRMRb restando 5 puntos. El RMR quedarápor tanto: 51 < RMR < 62.

Clasificación geomecánica segúnÍndice Q (Barton)Se considera la misma zona de estudio, en elcruce de galerías. La fórmula del índice Q indi-ca que:

Q = (RQD/Jn ) • (Jr /Ja ) • (Jw/SRF)

En el caso que nos ocupa: RQD esta en lahorquilla entre un 90 y 100%.

El Jn o índice de diaclasado toma un valorde 9 para tres familias de diaclasas; sin em-bargo, dado que es una intersección de gale-rías este debe de corregirse y al estar en eldenominador minorarse multiplicándolo por 3(2 en el caso de las boquillas).

Las diaclasas estudiadas son planas, rugo-sas e irregulares (categoría E) por lo que se leotorga un valor de Jr =1,5. En cuanto a la al-teración de las diaclasas, hay minerales de re-lleno de escaso espesor Ja = 8,0.

El parámetro correspondiente a la presen-cia de agua es el Jw. La galería esta ligera-mente húmeda o con pequeñas afluencias deagua en la zona de estudio por lo que Jw =1,0. Bien es cierto que existen algunas zonaspuntuales con mayores caudales, pero se tra-ta de zonas concretas en donde el análisisdebe de particularizarse.

El SRF es el factor que tiene en cuenta elefecto tensional. La zona estudiada se en-cuentra a una profundidad de 120 m. La ten-sión vertical efectiva es σ

v= γ•H = 0,027

(MN/m3) • 120 (m) = 3,24 MPa. Este factor re-laciona la tensión mayor (en este caso se asu-me la litostática) con la resistencia a compre-sión de la roca intacta (σ

ci) que es de 50 MPa.

Por tanto el cociente será: σc /σ

1= 36/3,24 =

15,43 (dentro del intervalo 10 – 200), es deciren el rango de tensiones medias: SRF = 1

El índice Q se moverá para la encrucijada,en una horquilla de Qmín a Qmax. 0,625 < Q <0,694.

Se ha considerado la zona deencrucijada, el índice Q en lasgalerías de esta zona de la minasería de Qgalería = 3 • 0,625 =1,875, tomando el valor de Qmenor para estar del lado de laseguridad.

Para el cálculo de los vanos estables, se-gún la tabla de Barton es importante conside-rar el factor ESR, factor de seguridad en fun-ción del tipo de uso. Consideramos que el usoturístico entraría dentro de “instalaciones de-portivas” con un ESR entre 0,5 y 0,8, por ra-zones obvias para el estudio de la situaciónactual se toma ESR = 1

Tomando los valores de la zona de la en-crucijada Q = 0,625 y para un vano de 4,50 mentrando en el grafico de la Fig. 3, resulta quela galería es inestable y necesita refuerzo (zo-nas 4 y 5 de Barton). Si se considera un índi-ce Q de 1,875 para las galerías con ese mis-mo vano de 4,5 m también resulta inestablepero próximo a la categoría de autoestable (sise considera un ESR más propio de mina tu-rística entorno a 0,5 a 0,8 se requiere refuer-zo). De las observaciones directas se des-prende que podrían hacer falta solamente bu-lonados ocasionales y alguna cercha.

Tiempo de estabilidadEl grafico de la Fig. 5 puede aplicarse con elíndice Q o el RMR. Entraríamos con índicesQ = 0,625, o bien RMR = 51; y para un vanode 4,5 m el tiempo de estabilidad de la cáma-ra estaría entre 1 mes y 1 año

Cálculo de cuñas. Inestabilidadescontroladas estructuralmente engalerías minerasEn túneles y galerías mineras excavadas enmacizos rocosos fracturados a una profundi-dad relativamente somera, la forma más típicade inestabilidad es el de la caída de cuñas for-madas en el techo o hastiales. Estas cuñas seforman por la intersección de juntas y planosde estratificación, que separan el macizo ro-coso en unidades discretas. Se requiere la in-tersección de 3 planos con la galería para laformación de una cuña. El proceso de rotura

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Geotecnia

� Figura 5] .- Tiempo de estabilidad (CORNEJO, 1996).� [TABLA II] .- Clasificación y puntuación de la calidad de las juntas en la estacióngeomecánica de la mina Monchi.

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Geotecnia

se inicia con la caída de una cuña y prosiguecon otras cuñas hasta que se forme un arcoestable natural en la roca que evita la caída demás rocas o hasta que el espacio libre se lle-na de material caído (Fig. 6).

Los pasos que se requieren para estudiarel problema de cuñas en una galería son lossiguientes:

1.-Determinación del buzamiento y direc-ción de buzamiento medio en una seriesignificativa de juntas.

2.-Identificación de potenciales cuñas quepuedan deslizar o caer desde las pare-des o la clave.

3.-Cálculo del factor de seguridad de cadacuña según el modo de rotura.

4.-Cálculo de la fuerza de sostenimiento orefuerzo para elevar el factor de seguri-dad de cada cuña a un nivel aceptable.

Resultados en el cruce de galeríasLa estación geomecánica se ha realizado justoen el cruce de galerías donde se ha desprendi-do una cuña de clave. Las familias de juntasobtenidas mediante el análisis del estereogra-ma (Fig. 7), se detallan en la Tabla III.

Para el estudio de la estabilidad de las cu-ñas formadas se considera además de la geo-metría los parámetros resistentes de las juntasasí como lo efectos tensionales del terreno(empleando elementos de contorno). Para es-

timar los parámetros resistentes de la fractura-ción se aplica el criterio de Barton-Bandis:

jr= (j

b– 20) + 20 (r / R)

Donde: jb

, el ángulo de fricción básicopara las calizas es de 34 (calizas secas, Ramí-

rez 1991); r, según las mediciones escleromé-tricas en las juntas es 20; y R en la matriz roco-sa es de 36. De esta ecuación se desprendeque j

r= 25º.

Para estimar los parámetros resistentes delas juntas se tiene en consideración que losplanos contienen estrías de falla milonitizada ypor lo tanto se supone que los parámetros sonlos residuales y no los de pico. Además al ha-ber sufrido desplazamientos tectónicos las jun-tas la cohesión de las mismas C = 0

La galería tiene una dirección de avance deN300E, una anchura de 4,50 m y 2,10 m dealtura.

En caso de considerar los efectos tensiona-les a una profundidad de 120 m, el Factor de

Seguridad es FS = 0,983. Sin considerar losefectos tensionales y solamente los paráme-tros resistentes de las juntas y su propio peso,el FS de la cuña de clave es de 0,0.

Este último valor no es realista, pues de ha-ber sucedido así, la cuña se hubiera caído en elmismo momento de abrirse la galería (tras unapega). Por tanto, la cuña ha permanecido in situ

con un FS algo por encima de la unidad en unasituación meta – estable. Para dar con un FSsemejante es necesario incluir en el análisis elestado tensional (Fig. 8). Solamente por efectode un ligero empeoramiento de las condicionesgeotécnicas (tales como pequeñas roturas depuentes de roca) o bien una ligera presencia deagua en las juntas han llevado a la roca a unFS<1 y, por lo tanto, desestabilización y caídade la cuña, tal y como se aprecia, al cabo de al-gunos años de abandono de la explotación.

Modelo numéricoPara el cálculo numérico de la galería se haempleado el Phase2 7.0 de la firma Rocs-

cience. Se trata de un programa de análisisbidimensional elasto-plástico mediante ele-mentos finitos para el cálculo de excavacio-nes subterráneas o superficiales en rocas osuelos. Phase2 puede modelizar diferentesmodelos de rotura como: Cam-Clay, Cam-

Clay modificado, y Duncan-Chang para apli-caciones de suelos; Hoek-Brown, Hoek-

Brown generalizado para el análisis de la re-sistencia de los macizos rocosos y Mohr-

Coulomb, el cual puede ser modificado enfunción de la profundidad. También permite elmodelizado de juntas.

� [Figura 6].- Esquema 2D y estereograma decaída de una cuña de bóveda por efecto dela gravedad, sin rozamiento. Nótese como elcentro del estereograma queda englobadopor la cuña. Tomado de Hoek y Brown (1980).

� [TABLA III] .-Juntas obtenidasmediante análisisestadístico delestereograma .

� [TABLA III] .- Cuña de clave y valores delas tensiones normales (por elementos decontorno). En el estudio de las cuñas seha tenido por tanto en cuenta el estadotensional actuante.

� [Figura 7] .-Estereograma delas juntasestudiadas parasu combinaciónen cuñas de tresen tres.

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Geotecnia

Criterio de rotura de Hoek-BrownEmpíricamente se ha demostrado que la envol-vente de rotura en macizos rocosos se asemejamás a una curva que a una recta. El criterio derotura más empleado en la actualidad es el deHoek y Brown. Era frecuente que los programasde cálculo emplearan el criterio de Mohr Cou-

lomb, por lo que es habitual otorgar al macizounos valores de cohesión y fricción instantáneos

obtenidos por ajuste de la recta de Mohr Cou-

lomb a la envolvente de Hoek y Brown para unestado tensional local. El Criterio Generalizado de

Hoek y Brown es un criterio de rotura empíricoque establece la resistencia del macizo rocosoen función de las tensiones principales mayor ymenor. En general, es aplicable a macizos roco-sos isótropos, que en la práctica se traducen amacizos intactos o muy poco fracturados (don-de se emplearía la formulación de 1980) o, por elcontrario, muy fracturados, más de cuatro fami-lias de fracturas semejantes, y teniendo muy decerca el factor escala (Fig. 9).

Se aplicará el criterio de Hoek y Brown paraestablecer la envolvente de rotura de macizorocoso y se hará un ajuste de Mohr Coulomb

según los estado tensionales actuantes a 120m de profundidad (Fig. 10).

La resistencia a compresión de la roca in-tacta es σ

ci= 50 MPa. El valor de mi para la

calizas, según las tablas de Rocdata (el pro-grama empleado para trazar la envolvente) es= 8. El Factor D tiene un valor aproximado de0,4 entre excelente y mala voladura.

Por su parte, se determina el GSI con lafórmula GSI = RMR 89, básico seco – 5 porlo que el GSI = 56.

El peso específico asignado a la calizas cre-tácicas es de 0,027 MN/m3.

Los resultados que arroja la hoja Rocdata

para efectos tensionales en el interior de túne-les con una cobertera de 120 m, son los de laTabla IV.

Resultados tenso deformacionales enla galeríaSe ha escogido una malla mediante elementostriangulares de seis nodos. Con el límite a unadistancia 5 veces el hueco. Se ha modelizadola parte más ancha de la galería de acceso,

que coincide aproximadamente con la zona decaída de la cuña (Fig. 11).

Los movimientos máximos del terreno debi-dos a los efectos tensionales son menores del milímetro. El régimen es elástico. No se pro-duce plastificación alguna del terreno. Por otrolado y como cabria esperar, no se produceplastificación del terreno. El rango de esfuerzoses claramente elástico (Fig. 12).

En la Fig. 13 se muestra gráficamente lostipos de inestabilidades que típicamente sepueden presentar según la calidad del macizorocoso y el estado tensional. En el caso quehemos estudiado la calidad del macizo roco-so estaría en el entorno de un GSI≈RMR de56. Siendo el cociente σ

1 /σ

c= 3,24 MPa/50

MPa = 0,065; por tanto < 0,15. Según el grá-fico nos situaríamos en la primera línea corres-pondiente a bajas tensiones in situ y macizorocoso moderadamente fracturado (en el cen-tro de la primera línea).

Ello sitúa en un modo de rotura según caí-

� [Fig. 9].- Aplicabilidad del criterio de Hoek y Brown (Ramírez, 1991).

� [Fig. 10] .- Sobre estas líneas, estudio delos parámetros instantáneos en un criteriono lineal. (Tomado de Hoek, 2007, practicalRock Engineering).

� [TABLA IV].- Resultados envolventes de rotura.Parámetros aintroducir en Phase 2.

[Fig. 11] .- Tensiónlitostática. La etapa decálculo corresponde ala tensión litoestáticaactuante con un K0supuesto de launidad.

� [Fig. 12] .-Tensionesprincipalesmayores (Sigma 1)después de laexcavación, hayuna muy ligeraconcentraciónde tensiones.

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Geotecnia

da de bloques y cuñas, tal y como se haapreciado in situ.

Consideraciones finalesLos cálculos se han realizado en una zonamuy concreta de la mina y en un determinadolitotipo. Un estudio geotécnico completo debe-ría modelizar las diferentes secciones presen-tes en la mina, sostenimientos (arcos, bóve-das) y cada una de las litologías o litotipos. Elpresente artículo sólo pretende servir de guíasobre la metodología que debe de seguirse enun estudio geotécnico de una obra subterrá-nea abandonada para uso turístico.

Esta investigación ha incluido los 3 capítu-los que son habituales en esta clase de estu-dios geotécnicos: clasificaciones geomecáni-cas, estudio tensodeformacional, y cálculos decuñas. Los resultados arrojan que la zona in-vestigada es en general estable con un régi-men tensional bajo. Sin embargo las zonas decruce de galerías requieren refuerzos tal y co-

mo se aprecia por la cuña caída. De igual ma-nera la zona de granodioritas y jabres tal veztenga un sostenimiento algo escaso, requirien-do refuerzo y revisión de la parte ejecutadacon ladrillo (parece estar en carga, por las fisu-ras) y debería prolongarse algo más al interior.

AgradecimientosA Nieves Peña, de Burguillos del Cerro, por subuena disposición con los proyectos que sur-gen en su localidad, por su amabilidad y cola-boración cada vez que vamos.

Este estudio se enmarca en sendos proyec-tos de investigación de dos primeros autoresfirmantes. Luis Jordá Bordehore, en el subpro-grama Torres Quevedo (PTQ-para el periodo2009-2011). Por su parte, Rafael Jordá esta-blece analogías geológico – geotécnicas entreestas labores mineras y la zona de estudio desu tesis doctoral en las minas de Pb – Zn deAliva en los Picos de Europa (Cantabria).

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�

� [Figura 13].- Inestabilidades típicas y modos de rotura en función del índice RMR y el ratio de latensión mayor σ1 en el campo lejano y la resistencia a compresión simple σc (Kaiser et al. 2000).