__MAIN_TEXT__
feature-image

Page 1

CUPRINS Dumitru FODOR, Ioan Călin VEDINAŞ Scurtă retrospectivă asupra exploatării zăcămintelor auro-argentifere din România

2

Ştefan IONICĂ, Cristian MĂRUNŢEANU Cercetări în vederea cuantificării influenţei poziţiei stratului de lignit asupra stabilităţii treptelor de lucru, aferente carierelor din Oltenia

14

Maria LAZĂR, Florin G. FAUR Cercetări privind posibilităţile de amenajare şi umplere cu apă al golului remanent al carierei Urdari

18

Mihaela TODERAŞ Aspecte privind lucrările de consolidare - etanşare a barajului Mihoeşti

23

Lucian LUPU-DIMA, Larisa FILIP Propagarea erorilor mărimilor măsurate în lucrările miniere subterane

32

Ramona MITRAN Soluţii posibile pentru diminuarea zgomotului produs de activităţile antropice din cariera Roşia de Jiu

34

Adrian Alexandru DRESCHER, Vlad Alexandru FLOREA Consolidarea taluzurilor şi versanţilor cu ajutorul plăcilor din beton, ancorate

40

George POPESCU, Dacian Paul MARIAN Monitorizarea deplasării suprafeţei terenului utilizând tehnologia GPS – metoda RTK - la mina Livezeni

44

Mihai-Alexandru SAMOILǍ Evaluarea eroziunii pe amplasamentul depozitului de deşeuri radioactive Saligny

52


2

SCURTĂ RETROSPECTIVĂ ASUPRA EXPLOATĂRII ZĂCĂMINTELOR AURO-ARGENTIFERE DIN ROMÂNIA Dumitru FODOR*, Ioan Călin VEDINAŞ** Abstract România deţine pe teritoriul său o serie de zăcăminte aurifere care au fost exploatate şi valorificate până la începutul mileniului III, când din cauza declinului general al economiei autohtone, minele de aur au fost închise în totalitate. Este interesant de văzut care era situaţia minelor noastre aurifere în momentul luării deciziei de închidere şi de discutat, dacă în actuala conjuctură economică Statul Român nu ar trebui să-şi pună problema reanalizării situaţiei şi reluării parţiale a activităţii de exploatare a unor zăcăminte aurifere. 1. Introducere Teritoriul României, cu o suprafaţă totală de 237.500 km2, are o structură geologică foarte diversificată. Majoritatea teritoriului face parte din zona orogenului Alpin cu vulcanism terţiar şi este alcătuit din munţi tineri, dealuri, podişuri şi câmpii intercalate în depresiuni tectonice, conţinând în ansamblul său, bogate şi variate zăcăminte de substanţe minerale utile, exemplificate prin: combustibili minerali, minereuri de metale _____________________________ * Prof.dr.ing. Universitatea din Petroşani ** Dr.ing. S.C. Deva Gold

preţioase, minereuri de metale feroase, neferoase şi rare, substanţe nemetalifere etc. Prezenţa numeroaselor zăcăminte de substanţe minerale utile pe teritoriul României a influenţat mult starea economică a ţării. Activitatea de extragere şi prelucrare a minereurilor metalifere a cunoscut în timp perioade de dezvoltare sau de regres, dar niciodată de stagnare totală, aşa cum s-a întâmplat în urmă cu câţiva ani. Geneza zăcămintelor metalifere din România, ca şi a multor zăcăminte din Europa Centrală şi de Sud, a fost legată în cea mai mare parte de fenomenele vulcanice care au însoţit procesele geologice ce au condus la edificarea continentului european. Ele fac parte din lanţul eruptiv mineralizat care se dezvoltă începând din Nordul Africii, trece prin Munţii Iberici şi Pirinei, ajunge în Munţii Iura şi Vosgi şi continuă apoi prin Munţii Sudeţi, Carpaţi şi Balcani, trecând în final prin Munţii Pindului, în Asia Mică[7]. Pe teritoriul Românesc zăcămintele de minereuri metalifere încep din nord, în zona Baia Mare şi continuă spre sud cu două ramuri: una estică care trece prin Carpaţii Orientali şi cei Meridionali, ajugând în sudul Banatului, iar a doua vestică , care trece prin Munţii Apuseni şi Munţii Banatului, până în sudul acestei regiuni. În sud –vestul României cele două ramuri se unesc şi trec în Serbia, (figura 1).

Fig. 1 Lanţurile muntoase şi principalele zone aurifere din România Revista Minelor nr. 2 / 2012


3

Între zăcămintele metalifere din România, un loc aparte îl deţin zăcămintele auro-argentifere. Dea lungul timpului pe teritoriul României au fost descoperite şi conturate opt zone cu mineralizaţii aurifere, dintre care unele nu au prezentat o importanţă economică deosebită, altele au fost exploatate şi epuizate până în prezent şi o a treia categorie care au fost în exploatare până după anul 2000 , iar în prezent se află în conservare în unitaţi miniere închise. De departe cele mai importante zone aurifere ale României sunt: regiunea auriferă Baia Mare şi regiunea sau poligonul aurifer al Munţilor Apuseni (vezi figura 1). 2. Aspecte geologice şi mineralogo-petrografice legate de zăcămintele auro-argentifere din România Regiunea auriferă Baia Mare - este situată în partea sudică a Munţilor Gutâi, la nord de Munţii Lăpuşului, cuprinzând la est Munţii Ţibleş, până la Munţii Rodnei[7]. Zăcămintele metalifere din Regiunea Baia Mare aparţin provinciei metalogenetice a eruptivului neogen. Acestea se extind între Ilba şi Botiza pe o zonă cu o lungime de 60 km şi cu o lăţime de maxim 12 km, (vezi figura 1). Zăcămintele metalifere ale acestei regiuni sunt constituite din două tipuri principale: zăcăminte de sulfuri polimetalice şi zăcăminte de aur nativ. Filoanelor din prima categorie, în care predomină plumbul şi zincul, li se asociază subordonat cupru, aur şi argint. Principalele zăcăminte de sulfuri polimetalice se întâlnesc la: Ilba, Nistru, Herja, Baia Sprie, Cavnic, Văratic şi Băiuţ. Zăcămintele de aur nativ sub formă de filoane aurifere, de la Băiţa, Săsar, Valea-Roşie, Dealul Crucii şi Şuior sunt situate în partea centrală a ariei mineralizate, fiind legate de erupţiile de andezite, riolite şi dacite, care au avut loc în zonă. Mineralizaţiile aurifere au un caracter predominant epitermal, dovedit de texturile colomorfe şi de prezenţa calcedoniei între mineralele de gangă. Filoanele din Regiunea Baia-Mare au grosimi minime de 0,4 ÷ 1,0 m, medii de 1,5 ÷ 3,0 m şi maxime de 5,0 ÷ 10 m, se extind pe adâncimi care pot să ajungă la sute de metri şi au lungimi de la 200 ÷ 300 m până la 1.000 ÷ 2.000 m. Conţinutul de aur variază de la 1,5 ÷ 2,2 g/t aur până la 4,0 ÷ 4,5 g/t Aur. Regiunea sau poligonul aurifer al Munţilor Apuseni Zăcămintele de aur cantonate între râurile, Mureş, la sud şi Arieş, la nord, sunt localizate într-o subunitate, bine individualizată din punct de vedere

structural, petrografic şi morfologic, cunoscută sub numele de Munţii Metaliferi, în cadrul cărora este delimitat aşa numitul „Poligon aurifer al Munţilor Apuseni” (vezi figura 1), care are vârfurile în localităţiile: Baia de Arieş, Zlatna, Săcărâmb, Topliţa şi Caraci[8]. Zăcămintele aurifere din această regiune au luat naştere datorită unei intense activităţi metalogenetice, a unui magmatism subsecvent tardiv ce s-a manifestat prin erupţii vulcanice. Vulcanismul neogen din Munţii Apuseni a condus la formarea unor masive de riolite, andezite şi dacite cât şi a unor coloane de brecii vulcanice . La Baia de Arieş şi la Roşia Monană, dar şi în alte zone, au fost identificate o serie de coloane de brecii vulcanice, puternic mineralizate. În procesele metalogenetice, coloanele de explozie au avut un rol foarte important, ele constituind principalele căi de acces pentru soluţiile hidrotermale din care s-au depus metalele. Distribuţia mineralizaţiei este destul de uniformă totuşi de multe ori se observă că sulfurile polimetalice se localizează la partea inferioară a zonei mineralizate, iar aurul la partea superioară. S-a constatat că pirita nu lipseşte niciodată din filoanele cu aur liber. De asemenea, s-a observat că multe filoane dezvoltate în adâncime pe o singură crăpătură, apropriindu-se de suprafaţă se destramă într-o mulţime de filoane şi filonaşe, ca delta unui râu. Totuşi, s-au găsit, în zonă, destule filoane care nu se ramifică, rămânând bine individualizate până la suprafaţă. Filoanele sunt separate de roca înconjurătoare prin salbande, care sunt de fapt umpluturi argiloase formate pe seama alterării rocilor înconjurătoare. Filoanele cu telururi se găsesc mai ales în zăcămintele de la periferia poligonului aurifer din Munţii Apuseni, în timp ce filoanele cu aur nativ sunt prezente mai frecvent la zăcămintele din interiorul poligonului. Aurul depus în geode apare sub formă de cristale sau agregate de cristale. Aurul este de obicei ultimul mineral depus şi totuşi uneori peste acesta s-au mai putut depune: cuarţ, baritină, calcit, blendă, marcasită, pirită, arsen nativ şi pirotină. Mineralizaţia zăcămintelor filoniene din Munţii Metaliferi este în principal auriferă şi numai cu totul subordonat polimetalică (plumb, zinc, cupru). Ganga este constituită mai ales din cuarţ şi foarte rar din calcedonie. Cuarţul este prezent în toate zăcămintele aurifere chiar şi în acelea unde ganga este constituită în cea mai mare parte din alte minerale, el însoţeşte în mod constant granulele de aur. Se pare deci că, cuarţul a fost agentul de transport al aurului nativ. Pe lângă cuarţ, în gangă, se mai întâlneşte de asemenea calcit, baritină, sericit, caolin etc Revista Minelor nr. 2 / 2012


4

Asociaţia pirită-blendă-galenă-calcopirită este comună în toate zăcămintele. Blenda indică deseori prezenţa aurului şi chiar bogăţia în aur a filonului. Aurul nativ se prezintă în cuiburi impregnate în gangă sau în sulfuri. În unele locuri se găsesc cuiburi şi vinişoare de aur sub formă de foiţe, plăci, fire sau chiar cristale octaedrice, alteori sub formă de mici cristale cu latura de 3 - 4 mm, asociaate cu pirită, blendă şi galenă ca şi cu cuarţul, calcitul şi cu rodocrozitul. În alte zăcăminte impregnaţia de aur se prezintă sub fomă de particole fine cu dimensiuni atât de reduse încât după spălarea minereului rezultă un praf de aur abia vizibil cu ochiul liber. Modul de prezentare al aurului în minereuri este foarte important din punct de vedere economic, întrucât acest lucru condiţionează alegerea procedeului de preparare. În privinţa tipurilor de zăcământ se disting următoarele forme: filoane simple, reţele de filoane, volburi, lentile, stocuri şi impregnaţii. În general filoanele sunt bine individualizate cum sunt cele de la Măgura sau Hondol, iar alteori ele formează adevărate reţele, cum sunt cele de la Săcărâmb, Musariu-Brad sau cele de la Roşia– Montană. Filoanele din poligonul aurifer al Munţilor Apuseni au grosimi de 0,2 ÷ 2,0 m, înclinări variabile care pot ajunge până la 70÷800, adâncimi până la 450 m şi lungimi de la zeci de metri până la 800÷1.000m. Conţinuturile variază între un minim de 1,0g/t Aur şi ajunge la maxim 5,0 g/t Aur. Volburile sunt localizate în breci andezitice a căror prezenţă se atribuie unor explozii vulcanice neexteriorizate - brecii de explozie, care spre deosebire de breciile tectonice se localizează la marginea erupţiilor andezitice. Breciile andezitice constituie umplutura unor coşuri de explozie care au penetrat fundamentul cristalin şi andezitul provenit de la erupţiile vulcanice anterioare. În aceste coşuri au rămas aglomerate alcătuite din blocuri de şisturi cristaline din fundamentul regiunii şi din blocuri de andezit. Acestea au fost ulterior caolinizate şi cimentate de elemente fine din acelaşi material intens alterat. Legat de aceste coşuri de explozie sunt volburile aurifere alcătuite dintr-un material intens brecifiat

care se prezintă sub formă de blocuri cu dimensiuni de ordinul centrimetrilor până la ordinul metrilor. Blocurile de andezit sunt silicifiate şi mineralizate de la exterior spre interior. Între blocuri sunt sfărămâturi de andezit de asemenea mineralizate, precum şi cruste de cuarţ fumuriu. Mineralizaţia volburilor este formată din pirită, marcasită, mispichel, cuarţ, calcopirită ş.a., aurul fiind legat de mispichel şi de pirită. În plus, faţă de cele prezentate până aici, trebuie arătat că în cadrul „Poligonului aurifer al Munţilor Apuseni” se găsesc şi multe zăcăminte de tipul Porphyry copper, care reprezintă corpuri subvulcanice, cel mai adesea andezitice, de formă cilindrică care străbat formaţiunile andeziticecuarţifere din fundament, formaţiunile sedimentare şi sedimentele detritice de la suprafaţă[9]. În majoritatea corpurilor, spre margine şi la partea superioară a mineralizaţiei Porphyry copper, se dezvoltă filoane auro-argentifere care sunt însoţite de alteraţii argilice (caolinit, montmorillonit, illit) şi filice (cuarţ, sericit şi minerale argiloase). 3. Conţinutul în aur a zăcămintelor şi producţiile realizate în diferite perioade Aurul conţinut în zăcămintele cantonate în subsolul României a reprezentat şi reprezintă încă una din principalele bogăţii ale ţării. Aceste bogăţii au fost exploatate cu mult timp înaintea erei noastre de către Sciţi, Agatârşi, Daci şi ulterior de Romani[3]. După retragerea legiunilor romane (271 e.n.) de pe teritoriile de la nord de Dunăre, mineritul aurifer din Dacia a înregistrat un pronunţat regres, care s-a menţinut pe întreaga perioadă a Evului Mediu. După anul 1500 începe o revigorare a activităţii miniere pentru extragerea aurului şi astfel asistăm la creşterea şi menţinerea unor producţii ridicate, care se cifrau la câteva mii de kilograme aur pe an. În mod succint se poate arăta că de la începuturile exploatării aurului pe teritoriul României şi până astăzi au fost extrase şi valorificate peste 2.000 tone aur curat, producţiile variind funcţie de perioadele luate în considerare, după cum reiese din tabelul nr.1:

Tabelul nr. 1 Producţia de aur extrasă de pe teritoriul României PERIOADA CANTITATEA DE AUR (kg) 720.500 I Antichitate 396 ÷ 1492 492.750 II Evul Mediu 1493 ÷ 1943 746.827 Evul Mediu şi 1944 ÷ 1947 28.300 III Contemporan 1948 ÷ 1960 70.000 1961 ÷ 2005 215.384 TOTAL 2.273.761 Revista Minelor nr. 2 / 2012


5

Ca urmare a îndelungatei exploatări a zăcămintelor aurifere de pe teritoriul României conţinutul în aur al minereurilor extrase a scăzut mult de la o

perioadă la alta, involuţia în timp a conţinuturilor industriale este arătată în tabelul nr.2:

Tabelul nr. 2 Conţinutul în aur al minereurilor extrase din zăcămintele aurifere de pe teritoriul României Nr. Perioada de timp Conţinuturi industriale crt. g /t Aur 1 1920 ÷ 1940 10 ÷ 20 2 1940 ÷ 1960 4 ÷ 10 3 1960 ÷ 2006 1÷ 3 Zăcămintele în exploatare au avut la început cantităţi importante de minereuri cu conţinuturi ridicate de aur. Cu timpul, prin exploatarea zonelor bogate ale zăcămintelor şi prin atragerea în circuitul industrial a unor zăcăminte noi, cu conţinuturi reduse de componenţi utili, minereurile extrase şi valorificate au sărăcit în mod continuu. În figura 2

este trasată curba de variaţie a conţinutului mediu de aur în minereul industrial extras, din zăcămintele Munţiilor Apuseni, între anii 1948-1998. Curba are o alură descrescătoare, bineînţeles cu variaţii de la un an la altul, ea oscilând în ultimii 15 ani în jurul unui conţinut cuprins între 1,0 ÷ 1,5 g/t Aur.

Fig. 2 Variaţia conţinutului de aur în minereurile exploatate din Munţii Apuseni – România Având în vedere conţinuturile medii ale zăcămintelor noastre şi rezervele estimate ale acestora, făcute publice cu diverse ocazii de organele abilitate ale statului, se poate aproxima că România deţine încă peste 100 milioane tone de minereuri auro-argintifere pe teritoriu său, care pot fi exploatate şi valorificate în mod economic. 4. Deschiderea, pregătirea şi exploatarea zăcămintelor de minereuri auro-argentifere În ultimele decenii, exploatarea rezervelor de minereuri auro-argentifere din România s-a făcut prin lucrări miniere executate în subteran la minele din Brad, Baia de Arieş, Zlatna, CertejSăcărâmb, Bolcana, Şuior, Săsar, Baia-Sprie, Ilba, Nistru, Herja şi Băiuţ cât şi prin lucrări miniere executate la suprafaţă, în carierele de la Roşia-

Montană, Valea - Morii, Coranda – Hondol, Şuior şi Bolcana[2]. Varietatea deosebită a formelor de prezentare a zăcămintelor din România, precum şi relieful terenului înconjurător, au impus pentru deschiderea zăcămintelor în vederea pregătirii şi exploatării subterane, utilizarea galeriilor de coastă a puţurilor verticale sau a galeriilor de coastă şi puţurilor verticale în cele mai multe cazuri. Majoritatea minelor au avut o reţea dezvoltată şi complicată de lucrări, cu o mare extindere în plan şi repartizate pe mai multe orizonturi, ceea ce a dus la organizarea dificilă a activităţilor şi la cheltuieli mari pentru transport, aeraj, evacuarea apelor, întreţinere şi iluminat. În figura 3 este prezentată spre exemplificare, schema de ansamblu a deschiderii zăcământului de la I.M. Barza în fază finală de exploatare.

Revista Minelor nr. 2 / 2012


6

Fig. 3 Deschiderea zăcământului filonian de la Barza – Brad Deschiderea carierelor s-a făcut cu tranşee şi semitranşee, cu trasee complexe cu bucle de întoarcere, în spirală sau pentru transport în sens

unic (figura nr. 4), deoarece zăcămintele se găsesc în zone montane, caracterizate prin relief accidentat, cu văi adânci şi versanţi abrupţi.

Fig. 4 Deschiderea carierei Roşia Poieni cu semitranşee pe trasee interioare Revista Minelor nr. 2 / 2012


7

Cantităţile mari de minereuri auro-argentifere extrase anual pe mapamond şi menţinerea timp îndelungat a unui preţ relativ scăzut pentru aur, la nivel mondial, au determinat întreprinderile miniere să raţionalizeze cât mai mult posibil metodele de exploatare subterane în vederea reducerii preţului de cost pentru metalul obţinut. În acest scop, s-a recurs la modernizarea metodelor de exploatare, la mecanizarea şi automatizarea principalelor procese de producţie, cu rezultate din ce în ce mai bune din punct de vedere al producţiilor şi al costurilor. Metodele de exploatare şi tehnologiile de lucru din subteran, utilizate în minele noastre, au fost elaborate şi implementate în raport cu condiţiile tehnico-miniere, posibilităţile şi resursele financiare existete pentru achiziţionarea gamei de maşini şi utilaje necesare procesului tehnologic. Dacă metodele de exploatare au fost cele adecvate condiţiilor de zăcământ, echipamentele folosite la perforare, derocare, încărcare şi transport nu au ţinut pasul cu modernizările care se impuneau şi ca urmare întreaga gamă de maşini şi utilaje folosite au fost mult sub nivelul celor realizate şi folosite pe plan mondial, de firme prestigioase în domeniu.

Varietatea deosebită a formelor de zăcământ, concretizate prin acumulări de minereu pe fisuri sub formă de filoane cu grosimi de la 20÷30 cm la câţiva metri grosime sau sub formă de stocuri şi lentilele cu dezvoltare pe sute de metri pe orizontală şi pe verticală cât şi natura şi rezistenţa rocilor înconjurătoare au determinat proiectarea şi aplicarea în practică a unei game largi de metode de exploatare. În ţara noastră, ponderea cea mai însemnată a zăcămintelor auro-argentifere a fost reprezentată de zăcămintele de natură filoniană, cu înclinări mari şi grosimi mici, care s-au pretat în general exploatării subterane. Ca urmare, pe plan naţional, a existat o preocupare continuă pentru optimizarea şi raţionalizarea metodelor de exploatare, astfel încât în ultimul timp cele mai utilizate metode au fost [10]: - Metoda de exploatare cu goluri remanente în subetaje (figura nr.5); - Metoda de exploatare cu surpare în subetaje (figura nr.6); - Metoda de exploatare cu înmagazinarea minereului (figura nr.7); - Metoda de exploatare cu rambeerea spaţiului exploatat (figura nr.8);

Fig. 5 Metoda de exploatare cu goluri remanente în subetaje ce s-a aplicat la zăcămintele Măgura şi Săcărâmb din Munţii Apuseni

Fig. 6 Metoda de exploatare cu surpare în subetaje aplicată la unele zăcăminte din regiunea auriferă Baia Mare Revista Minelor nr. 2 / 2012


8

Fig. 7 Metoda de exploatare cu înmagazinare aplicată la zăcămintele Săcărîmb, Brad, Roşia Montană, Băiuţ, Herja, Ilba, Nistru, Săsar, Şuior şi Turţ

Fig. 8 Metoda de exploatare cu rambleerea spaţiului exploatat aplicată la zăcămintele Băiuţ, Baia Sprie, Barza, Băiţa, Baia de Arieş, Herja , Săcărîmb După cum se observă în figurile de mai sus, lucrările de pregătire necesar de realizat şi modul de lucru din abataj ale celor patru metode de exploatare, sunt destul de greu de realizat datorită gradului scăzut de mecanizare, posibil de înfăptuit.

Nr. crt. 1 2 3 4 5 6 7 8 9

În tabelul nr.3 sunt prezentate metodele de exploatare care au fost aplicate la cele mai importante unităţi productive din România şi conţinutul în aur al minereurilor extrase.

Tabelul nr. 3 Metodele de exploatare aplicate la unele unităţi productive din România şi conţinutul în aur al minereurilor extrase Zăcământul Metoda de exploatare Conţinutul în aur al minereului extras (g/t Aur) Barza Cu rambleere în fâşii direcţionale 1,45 Baia de Arieş Cu surpare în felii orizontale 1,57 Zlatna Cu surpare în felii orizontale 1,35 Roşia Montană În carieră 0,98 Certej În carieră 1,30 Săsar Cu surpare în subetaje 1,3 ÷ 1,5 Şuior Cu surpare în subetaje 1,4 Bolcana Cu surpare în subetaje 1,3 ÷ 1,5 Valea Morii În carieră 0,8

Revista Minelor nr. 2 / 2012


9

Din cele prezentate până aici se constată că bogăţia în aur a minereurilor extrase din principalele zone aurifere ale României s-a diminuat mult, situându-se în majorittea situaţiilor sub 2g/t Au. Deci, pentru continuarea exploatării zăcămintelor aurifere din România în condiţii de economicitate, se impunea luarea la timp a unor măsuri tehnice, economice şi organizatorice corespunzătoare, care să ducă la diminuarea accentuată a costurilor de exploatare şi preparare, la

1 2 3 4

5

6

Tabel nr. 4 Indicatorii tehnico-economici obţinuţi la metodele de exploatare aplicate în subteran Metoda de exploatare Cu surpare în Cu surpare în Cu rambleere Specificaţie U/M subetaje felii orizontale în fâşii h=6,0m h=2,5m direcţionale Productivitatea muncii t/post 4,5÷9,20 3,5÷6,0 1,8÷5,89 în abataje Producţia medie pe t/lună 2.500÷3.500 1.200÷2.200 500÷2.000 abataje % 15÷20 10 ÷15 7÷20 Diluţie % 0,7÷14 3,0÷19 2,8÷22 Pierderi - Exploziv kg/t 0,3÷0,4 0,25÷0,4 0,50÷1,3 - Capse electrice buc/1.000t 100÷600 160÷650 650÷1.958 - Lemn de mină m3/1.000t 0,25÷6,5 19,0÷25,02 4,47÷18,15 - Tije de perforat kg/1.000t 7,0÷18,0 10,7÷17,63 17,4÷25,19 - Capete detaşabile buc/1.000t 2,5÷9,0 2,41÷6,79 8,11÷17,87 - Motorină tone/1.000t 0,0034÷0,536 0,561÷0977 0,44÷0,56 - Energie electrică MWh/1.000t 19,0÷40,0 27,05÷39,41 30,5÷49,7 % 100 180 240 Costul în abataj Consum de materiale:

Nr. crt.

creşterea gradului de extragere a minereului din zăcământ şi a gradului de recuperare a metalului din minereu în uzinele de procesare. Principalii parametri tehnico-economici, obţinuţi la metodele de exploatare nominalizate mai sus, sunt prezentaţi în tabelul nr.4, din analiza căruia se constată avantaje incontestabile deţinute de metoda de exploatare cu surpare în subetaje, din punct de vedere al productivităţii muncii, diluţiei şi pierderilor de minereu şi al consumului de materiale şi energie.

În carierele de minereuri aurifere, s-a aplicat cu preponderenţă transportul sterilului la halde exterioare”, (figura nr.9).

,,metoda de exploatare cu

Fig.9 Metoda de exploatare cu transportul sterilului la halde exterioare

Revista Minelor nr. 2 / 2012


10

Tehnologiile de lucru au constat în extragerea sterilului şi utilului prin lucrări de forare-împuşcare cu utilizarea explozivilor tip nitramon, amplasaţi în găuri de sondă cu diametru mare. Încărcarea utilului şi steriului împuşcat se făcea cu excavatoare cu acţiune intermitentă, iar transportul se realiza cu autobasculante de tonaj mediu şi mare de 27t, 40t şi 55t. Majoritatea utilajelor întrebuinţate au fost de fabricaţie indigenă

şi din fosta URSS. Gradul de mecanizare al carierelor, performanţele şi fiablitatea gamei de maşini utilizate a permis obţinerea unor productivităţi de maxim 50÷80 t/post, nivel nesatisfăcător, comparativ cu ceea ce se obţinea în străinătate în condiţii similare de lucru. Indicatorii tehnico-economici, obţinuţi în carierele cu minereuri aurifere ale României, sunt prezentaţi în tabelul nr.5.

Tabelul nr. 5 Indicatorii tehnico-economici obţinuţi în carierele de minereuri aurifere Nr. Crt

3.

4.

Flux tehnologic

2.

Numărul treptelor în carieră (parametrii geometrici ai treptelor)

U/M

Buc.

Forare

-

Încărcare

-

Transport

-

Producţia medie în ultimii ani, (tone)

Consumuri specifice:

1.

Specificaţie

Energie el. Exploziv în echivalent trotil (eTNT) Combustibil Productivitatea muncii

Valea Morii Util:2; ( h= 20m α = 740 ) Steril:2; (h= 20m α = 740 ) Sondeze cu sape cu role Ø=250mm Excavatoare cu cupa de 5,0m3 Autobasculante de 16 şi 27 t

Steril, (tone)

CARIERA Roşia Montană Util:4; (h= 8-19m; α = 750 ) Steril:4; (h= 8-23m α = 750 ) Sondeze cu sape cu role Ø =250mm Foreze rotopercutante Ø =115mm Excavatoare cu cupa de 5,0m3 şi de 2,8 m3 Autobasculante de 16 şi 27 t

Coranda Certej Util:2; (h= 15m α = 800 ) Steril:6; (h= 15m α = 50÷600 ) Sondeze cu sape cu role Ø=250mm Excavatoare cu cupa de 5,0m3 Autobasculante de 27 t

1.300.000

1.700.000

1.200.000

440.000

420.000

530.000

MWh/1000t

2,10

2,47

1,220

kg/t

0,20

0,28

0,30

tec /1000t tone * post

0,90

0,6

0,35

34

41

46

Util, (tone)

(*) – se referă la minereu şi steril. Indicatorii tehnico-economici obţinuţi în cariere au fost cei mai favorabili din întregul sistem productiv al unităţilor miniere pentru extragerea şi valorificarea zăcămintelor aurifere. 5. Tehnologii de preparare utilizate Operaţiile de prelucrare la care au fost supuse minereurile auro-argentifere până la obţinerea metalului în lingou se împart în două grupe principale[1],[6]: - Din prima grupă fac parte operaţiile de preparare a minereurilor, care au ca rezultat obţinerea îmbogăţirii minereurilor, sub formă de concentrate aurifere (concentrate de sulfuri auroargentifere, amalgam de aur şi argint cu mercur, nămol aurifer etc.); - A doua grupă de operaţii constă în procedee de metalurgie extractivă pentru obţinerea metalelor în lingou din concentrate. Revista Minelor nr. 2 / 2012

Tehnologiile de preparare aplicate pentru minereurile auro-argentifere au avut ca procedeu de bază flotaţia, aurul şi argintul fiind legate preponderent de sulfuri. În cazul minereurilor în care au apărut şi aur liber s-au aplicat tehnologii combinate. Pentru exemplificare se fac următoarele menţiuni[4],[5]: ƒ La Brad - pentru minereul cu 1÷2 g/t Au s-a aplicat amalgamarea pe mese, urmată de flotaţie, produsele obţinute fiind amalgam cu 25÷30 % aur şi un concentrat de pirită auriferă cu 14÷18 g/t Au; ƒ La Baia de Arieş - flotaţie urmată de ciaunarea concentratului, cu obţinerea unui concentrat de pirită auriferă de 23÷25 g/t Au şi a unui precipitat (nămol) de cianuraţie, cu un conţinut de peste 2g/t Au; ƒ La Roşia Montană - amalgamarea în tamburi a depunerilor de aur liber din circuitul de măcinare – clasare, colectate periodic şi flotaţie în urma cărora


11

se obţinea un concentrat de pirită auriferă cu 23-24 g/t Au şi un amalgam cu 20-35 % Au. Producţia de aur a României s-a diminuat în mod continuu de la o perioadă la alta. Astfel, dacă în intervalul 1944-1947 s-au extras aproximativ 7,0 tone aur curat pe an, în perioada 1948-1960 aceasta s-a diminuat la 6,0 tone pe an, iar în perioada 19612000 producţia a fost de aproximativ 5,0 tone pe an. Din 2000 până în 2005 s-a obţinut aproximativ 2,5 tone aur curat pe an, iar din 2005 până în prezent producţia a fost de numai 500 kg aur pe an şi acelea obţinute din resurse secundare[9]. 6. Restructurarea mineritului aurifer din România Începând cu anul 1990 în România au fost formulate şi concretizate o serie de concepte strategice privind restructurarea de fond a sistemului industriei miniere aurifere, care au constat, între altele, din : ƒ Restructurarea tehnologică şi a producţiei, care a avut ca efect creşterea activităţii de extracţie şi preparare a celor mai bogate zăcăminte de metale preţioase din România; creşterea ponderii producţiei de minereuri auro-argentifere obţinute din cariere; creşterea cu 10÷15% a calităţii produselor miniere prin modernizarea tehnologiilor de exploatare şi a celor din uzinele de preparare; valorificarea metalelor preţioase prin tratarea sterilelor din halde şi iazuri de decantare etc.; ƒ Restructurarea organizatorică şi managerială, constând în primul rând în desprinderea din unităţile miniere a unor activităţi complementare sau chiar de bază şi organizarea acestora ca societăţi comerciale distincte; ƒ Restructurarea personalului din cadrul unităţilor miniere şi în special reducerea masivă a acestuia prin folosirea a trei modalităţi de bază: - desprinderea unor activităţi şi organizarea acestora sub formă de societăţi comerciale, păstrând în cadrul lor muncitorii de la unitatea minieră; - pensionări cu reducerea timpului de muncă; - disponibilizări cu acordarea de plăţi compensatorii. ƒ Restrângerea sau sistarea activităţii productive la unele mine cu rezerve geologice în epuizare, precum şi cu condiţii geologico-miniere deosebit de grele, care aveau costuri de producţie mari şi foarte mari. Ca efect al caracteristicilor geologo-miniere grele ale zăcămintelor în exploatare, a conţinuturilor scăzute de metale în minereu şi fiabilităţii reduse a utilajelor tehnologice din dotare, costurile totale de producţie a celor mai multe produse miniere au fost, după 1989, mai mari decât preţurile de vânzare ale metalului obţinut, astfel

încât Statul Român, pentru a menţine aceste activităţi, a fost obligat să sprijine prin subvenţii de natură financiară, producţia de minereuri cu conţinut de metale preţioase. Subvenţia acordată de Statul Român, unităţilor miniere pentru aurul produs, se calcula astfel încât preţul obţinut din vânzarea produselor plus această subvenţie, trebuia să acopere integral costurile de producţie de la vremea respectivă. Permanent, ţinta principală a Statului Român şi a unităţilor miniere a fost cea de reducere a costurilor de producţie, pentru a se apropia de eficienţa economică. Acest deziderat a condus la aplicarea unor programe de măsuri deosebit de aspre şi cu urmări greu de suportat, în special de comunităţile miniere. Restrângerea treptată a activităţii miniere şi disponibilizările masive de angajaţi, a condus în principal la creşterea alarmantă a ratei şomajului pe plan local, la scăderea nivelului de trai şi la migrarea forţei de muncă înspre alte zone industrializate. În scopul creşterii eficienţei economice a producţiei miniere de metale preţioase coroborată cu reducerea alocărilor de fonduri bugetare şi având ca suport Legea Minelor, după anul 2000 a început procesul de închidere a unor sectoare miniere sau chiar a unor mine cu rezultate economice nefavorabile. Astfel, treptat au fost închise un număr important de sectoare miniere şi chiar mine din regiunea auriferă Baia Mare şi Poligonul Aurifer al Munţilor Apuseni, convenind ca cele rămase în funcţiune să fie eficientizate prin aplicarea unor programe de rentabilizare a activităţii şi prin iniţierea unor investiţii minime. În opinia noastră, decizia de închidere a minelor s-a luat la repezeală, fără o analiză temeinică a fiecărui obiectiv în parte şi făcută de oameni şi foruri care nu au avut prea mult în comun cu mineritul. Ca urmare, considerăm că aici s-a făcut cea mai mare greşeală, că s-a trecut direct la închiderea şi lichidarea minelor şi nu la conservarea acestora pentru a se putea relua exploatarea lor în perioade mai bune pentru mineritul aurifer, respectiv când conjunctura va deveni din nou favorabilă, cum de altfel s-a întâmplat în alte ţări europene. La apariţia momentelor nefavorabile din sectorul minier, a contribuit în mod decisiv şi Banca Naţională a României care, în anul 2000, a refuzat să mai cumpere aurul produs de minele româneşti pe motiv că nu poate deţine o rezervă mai mare de metal preţios, decât maxim 15% din totalul rezervei valutare a ţării. Cum exploatările miniere, la acel moment nu aveau voie să vândă metalul extras decât Băncii Naţionale, deoarece primeau subvenţie de la stat şi până când s-au creat Revista Minelor nr. 2 / 2012


12

noi pârghii legislative şi de marketing, acestea au intrat în dificultate şi au mers cu paşi repezi spre sistarea producţiei. Începând cu 1 ianuarie 2007, odată cu intrarea României în Uniunea Europeană, se perseverează în greşeală, întrucât majoritatea minelor, care aveau ca obiectiv exploatarea minereurilor aurifere şi care mai erau în funcţiune până la aceea dată, au fost închise în totalitate, deşi unele erau în pragul rentabilizării şi eficientizării activităţii. Şi pentru ca lucrurile să se finalizeze total defavorabil pentru Statul Român, instalaţiile şi baza materială a unităţilor miniere a fost înstrăinată şi dezafectată prin diverse forme, iar obiectivele miniere principale (carierele, puţurile, reţelele de lucrări miniere subterane) au intrat în procesul ireversibil de închidere şi aşa-zisă refacere a mediului înconjurător. Plecând de la sloganul unor demnitari pasageri, că ,,Statul nu este un bun gestionar al avuţiei naţionale” s-a renunţat mult prea uşor la sectorul minier aurifer, deşi în continuare şi pe bună dreptate, statul consideră că marile unităţi miniere carbonifere, de uraniu sau de sare, sunt strategice şi ca atare trebuie menţinute sub această formă de organizare în folosul economiei naţionale. 7. Concluzii Considerăm că exploatarea şi valorificarea zăcămintelor de aur deţinute de România trebuie regândită în sensul asigurării de către Statul Român a condiţiilor legislative, tehnice, organizatorice şi economice pentru reluarea cercetării şi exploatării, atât de către operatori minieri privaţi cât şi de operatori minieri de stat, având în vedere conjuctura economică actuală, când premizele dezvoltării acestui sector minier sunt favorabile. Cele mai importante aspecte ale momentului sunt următoarele: - preţul aurului a cunoscut creşteri spectaculoase, la chiar peste valoarea de 1.900 $/uncie; - consumul mondial de metal galben se ridică în prezent la aproximativ 4.500 tone/an, comparativ cu realizările de aproape 2.500 tone/an; - tehnologiile de exploatare şi prelucrare s-au modernizat foarte mult, asigurând exploatarea la suprafaţă în mod rentabil a unor zăcăminte cu conţinuturi de sub 1,0 gram aur pe tona de minereu; - cererea este tot mai mare pentru acest metal preţios în diverse sectoare de activitate ale economiei naţionale; - necesitatea unei stabilităţi economice şi bancare pentru fiecare ţară în parte, la care contribuie în mare măsură şi rezervele de aur din Băncile Centrale Naţionale, este o ţintă permanentă.

Revista Minelor nr. 2 / 2012

Se pot organiza şi cristaliza, în acelaşi timp, două sectoare principale în sectorul minier aurifer şi anume unul de stat, iar cel de-al doilea privat, prin constituirea unor companii puternice şi stabile economic. Este de preferat încurajarea proiectelor în sistem de parteneriat de tip ,,joint venture” între stat şi sectorul privat, prin care cele două entităţi îşi combină forţele de producţie şi astfel gradul de risc asociat acestui tip de activitate va fi mai uşor de suportat de fiecare asociat în parte. Ambele sectoare vor trebui să aibă ca preocupare principală, realizarea unor unităţi miniere de capacitate mare şi practicarea unui minerit modern. Unităţile miniere trebuie să fie dotate cu utilaje performante şi să aplice la toate unităţile de producţie tehnologii moderne de lucru. Suntem de părere că dacă statul doreşte să obţină maximul de profit din valorificarea zăcămintelor aurifere, trebuie să facă eforturi financiare pentru redeschiderea şi dotarea vechilor unităţi miniere sau de construire integrală a unor unităţi noi de profil, astfel încât să fie unic acţionar. Practica a dovedit că, datorită ratei crescute a riscului asociat marilor investiţiilor din mineritul aurifer, este mai înţelept ca statul să se asocieze cu un partener privat cu experienţă în acest domeniu, unde managementul activităţii să fie lăsat în sarcina acestuia pentru a obţine succesul scontat. Referitor la unităţile de producţie, se impun câteva precizări: ƒ Datorită faptului că zăcămintele aurifere din România au conţinuturile medii sub 3 grame de aur pe tona de minereu extras, se vor cerceta amănunţit în principal zăcămintele care îndeplinesc condiţiile geologo-miniere ce se pretează la exploatarea globală prin lucrări miniere la suprafaţă. Metodele de exploatare în acest caz sunt mai ieftine, iar operaţiile necesare materializării acestora se pretează foarte bine unei mari mecanizări; ƒ În unele situaţii, când condiţiile de exploatare o vor cere, se pot aplica metodele combinate de lucru la suprafaţă şi în subteran, acest mod de lucru fiind decis după o analiză tehnico-economică foarte amănunţită, a fiecărui caz în parte; ƒ Toate activităţile miniere de exploatare, transport şi prelucrare a minereului se vor dimensiona în aşa fel încât să permită realizarea unor capacităţi de producţie, de peste 1 milion tone/an; ƒ Atunci când va fi posibil, se vor utiliza metodele de preconcentrare, care combinate cu metodele de exploatare utilizate, să conducă la realizarea unor tehnologii superioare de valorificare economică. Găsim de cuviinţă că, în primul rând, statul trebuie să stabilească foarte clar dacă, pentru România, mai este oportună exploatarea zăcămintelor aurifere autohtone, iar dacă se decide ca fiind necesară această activitate în viitor,


13

socotim că, pentru reactivarea mineritului aurifer autohton vor trebui rezolvate în principal, următoarele probleme: ƒ Să se elaboreze o strategie precisă de dezvoltare a mineritului aurifer pe termen scurt, mediu şi lung, unde va fi foarte clar specificat, în ce condiţii se poate realiza exploatarea minereurilor aurifere existente, nivelul de producţie şi valorile maxime ale costurilor; ƒ Să fie temeinic analizat fiecare zăcământ aurifer, atât din punct de vedere tehnico-economic, ţinând seama de condiţiile de zăcământ existente, de metodele de exploatare şi procedeele de prelucrare posibile de aplicat cât şi din prisma realizării unor exploatări globale, pentru a se ajunge în final la eficientizarea activităţii miniere; ƒ După efectuarea analizelor, zăcămintele care vor îndeplini cerinţele de exploatare şi de prelucrare în condiţii de eficienţă economică, trebuie să fie dotate corespunzător cu utilaje şi echipamente moderne la nivelul zăcămintelor similare, exploatate pe plan mondial; ƒ Ţinând cont de gradul ridicat de risc al investiţiilor din acest sector, se impune gândirea şi realizarea unor facilităţi din punct de vedere economic, pentru industria minieră auriferă, pentru a o face atractivă atât pentru investitori cât şi pentru personalul care ar dori să activeze în unităţile din această ramură economică; ƒ Zăcămintele aurifere ce vor fi puse în exploatare pe teritoriul României indiferent de forma de organizare, vor trebui să aducă un beneficiu maxim posibil la bugetul statului, beneficiu estimat şi calculat pentru fiecare zăcământ în parte, funcţie de valoarea certă a acestuia şi riscul asociat investiţiei, astfel încât să nu fie descurajaţi potenţialii investitori. Apreciem că, pentru a putea cântării just şi nepărtinitor, oportunitatea şi importanţa unei astfel de activităţi miniere, este absolut necesar să oglindim la modul obiectiv, printr-o analizată pragmatică făcută cu multă seriozitate şi următoarele aspecte: ƒ Profitul net obţinut prin valorificarea unui zăcământ aurifer, ştiut fiind faptul că acesta este dat de diferenţa dintre valoarea metalului vândut şi totalul cheltuielilor înregistrate în perioadele de deschidere, pregătire, producţie, închidere şi postînchidere, indiferent de sursa de finanţare. ƒ Avantajele colaterale activităţii de bază, din care să rezulte clar beneficiul statului român, al comunităţilor locale, al operatorului minier şi nu în cele din urmă al personalului angajat, astfel încât să

se obţină un nivel ridicat de dezvoltare durabilă a zonelor miniere. ƒ Dezavantajele rezultate dintr-o astfel de activitate, cu privire la: momentul desfăşurării acesteia, implicaţiile tehnologilor adoptate asupra mediului înconjurător, seriozitatea, experienţa şi istoricul operatorului minier, implicaţiile asupra comunităţilor locale şi impactul general asupra societăţii. În final avem speranţa că, dacă analizele vor fi făcute de un personal de specialitate corespunzător, cu vaste cunoştinţe în domeniu şi dacă măsurile menţionate mai sus, coroborate cu altele considerate oportune, vor fi implementate corect pe tot parcursul acţiunilor, cu siguranţă acestea vor contribui la reluarea activităţii cu succes, în domeniul mineritului aurifer autohton, pe baze sănătoase, moderne şi mai ales eficiente. Bibliografie 1. Dobre M., Fodor D., Buţa G. ,,Prezentare - Regia Autonomă a Cuprului Deva”, Editura INFOMIN, Deva, 1995 2. Fodor D. ,,Începutul şi dezvoltarea mineritului din Munţii Apuseni – România”, Revista Minelor nr. 2 şi 5 / 2001 3. Fodor D. ,,Pagini din istoria mineritului”, Editura INFOMIN, Deva, 2005 4. Fodor D., Kheil O. ,,Prezent şi viitor în mineralurgia aurului” - Revista Minelor nr. 8 şi 9 / 1996 5. Haiduc I. ,,Industria Aurului din România”, „Adevărul” S.A.Bucureşti, 1940

Imprimeriile

6. Kheil O., Fodor D., Rusu D. ,,Asupra viitorului industriei miniere aurifere” - Revista Minelor nr. 2 / 2000 7. Lăzărescu I., Brana V. ,,Aurul şi Argintul”, Editura Tehnică, Bucureşti, 1972 8. Popa A. ,,Mineritul Aurifer din Munţii Apuseni”, Editura INFOMIN, Deva, 2000 9. Popescu Gh., ş.a. ,,Geologia economică a aurului”, Editura Aeternitas – Alba Iulia, 2007 10. Vedinaş I.C. ,,Contribuţii privind exploatarea zăcământului de la Măgura-Făerag din perimetrul minier Certej în condiţii de eficienţă economică”, Teză de doctorat Universitatea din Petroşani, 2009

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Ilie Onica

Revista Minelor nr. 2 / 2012


14

CERCETĂRI ÎN VEDEREA CUANTIFICĂRII INFLUENŢEI POZIŢIEI STRATULUI DE LIGNIT ASUPRA STABILITĂŢII TREPTELOR DE LUCRU, AFERENTE CARIERELOR DIN OLTENIA Ştefan IONICĂ*, Cristian MĂRUNŢEANU** Abstract În activităţile de extracţie a lignitului din cariere, poziţia verticală a stratului de lignit poate influenţa stabilitatea treptelor de lucru şi prin cunoaşterea dimensiunilor acesteia se pot lua decizii corecte în proiectarea geometriei treptelor. 1. Introducere Pornind de la ideea că stratul de cărbune poate aduce modificări asupra valorii factorului de stabilitate (Fs) prin parametrii geotehnici superiori sterilului în care este cantonat, constituit fie din roci argiloase, fie din roci nisipoase, în rândurile următoare se prezintă analiza influenţei prezenţei lignitului în cadrul unei trepte. Cercetările efectuate au avut în vedere posibile poziţii pe verticală în cadrul treptei precum şi diferite grosimi ale stratului de lignit. În vederea stabilirii şi cuantificării modului cum influenţează stabilitatea stratul de lignit, au fost construite, cu ajutorul programelor AutoCAD, Geostudio, Excel şi Surfer, mai multe modele şi sau făcut determinări ale valorii factorului de stabilitate. Calculele au fost fundamentate pornind de la situaţiile întâlnite în bazinul minier Jilţ (carierele Jilţ Nord şi Jilţ Sud).

2. Ipoteze de lucru Elemente geometrice ale treptei. Înălţimea medie a unei trepte de carieră este de 20m, astfel că în modelul folosit toate calculele au fost efectuate pentru o treaptă cu această înălţime; dimensiunile bermelor inferioare şi superioare au valoarea infinit, iar pentru unghiul treptei au fost analizate situaţiile de 450, 600 şi 800. Situaţiile au fost astfel alese în vederea analizării unor situaţii extreme de 450 şi respectiv 800, dar şi unor situaţii de mijloc pentru a se putea face interpolări, respectiv de 600. Astfel, din punct de vedere al variaţiei elementelor geometrice au rezultat 3 situaţii. Geometria cărbunelui (poziţia şi grosimile stratului de cărbune). În modelul utilizat, poziţia stratului de cărbune este considerată orizontală (paralelă cu bermele). În situaţiile întâlnite în mod frecvent în Bazinul Minier Jilţ grosimea stratului de cărbune exploatabil variază în general între 1m (grosimea minimă exploatabilă) şi 8m (grosimea maximă întâlnită în cazul stratului X de cărbune). Spre exemplificare, în figura 1 se prezintă un caz în care stratul de cărbune este cantonat în roci argiloase, se află la partea mediană a treptei şi este de grosime maximă, respectiv 8m.

Fig. 1 Cariera Jilţ Nord, treapta IV, stratul de cărbune X Pentru realizarea unei analize cât mai complete s-au efectuat determinări pentru toate cele 8 situaţii date de grosimile stratului de cărbune (1m, 2m, … 8m). Totodată, în vederea redării cât mai corecte a situaţiilor din teren, respectiv în vederea _____________________________ * Drd.ing. Universitatea din Bucureşti ** Prof.dr.ing. Universitatea din Bucureşti Revista Minelor nr. 2 / 2012

surprinderii a cât mai multor cazuri, s-a urmărit variaţia stratelor de cărbune pe verticală din metru în metru. Astfel, pe verticală de sus în jos, pentru prima situaţie analizată, partea superioară a stratului de cărbune va delimita înălţimea treptei, iar pentru ultima situaţie, partea inferioară a stratului de cărbune va avea aceeaşi cotă cu înălţimea bermei inferioare.


15

Fig. 2 - Situaţii analizate pentru poziţiile şi grosimile stratului de cărbune În figura 2 sunt reprezentate primele şi ultimele valori ale poziţiei mijlocului stratului de cărbune pentru toate grosimile convenite, precum şi, spre exemplificare, cu linie întreruptă, următoarea

poziţie de sus în jos pentru un strat de cărbune ce are grosimea de 8m; rezultă un număr de 132 de situaţii analizate, prezentate în detaliu după cum urmează, în tabelul 1.

Tabel 1 - Situaţii analizate pentru poziţiile şi grosimile stratului de cărbune Grosimea Situaţii stratului cărbune analizate [m] 1 20 2 19 3 18 4 17 5 16 6 15 7 14 8 13 Parametrii geotehnici. Valorile parametrilor geotehnici utilizaţi pentru prezentul model au avut la bază valori întâlnite în Bazinul Minier Jilţ. În

tabelul 2 sunt prezentate valorile atât pentru cărbune, cât şi pentru sterilul ce îl cantonează (roci argiloase şi roci nisipoase).

Tabel 2 – Valorile parametrilor geotehnici Tipul rocii Nisip Argilă Cărbune Parametrul γ [kn/mc] 18 19 12.5 φ [grade] 30 25 25 c[kn/mp] 20 50 80 Din punct de vedere al condiţiilor geotehnice sau analizat 2 situaţii: situaţia în care stratul de cărbune este cantonat numai în roci argiloase şi situaţia în care stratul de cărbune este cantonat numai în roci nisipoase. Factorul seismic. Programul GeoStudio, cu care am efectuat calculele de stabilitate, permite luarea în calcul şi a acestui factor, respectiv a

acceleraţiei orizontale a terenului, care conform normativului P100 – 1 / 2006 zona Bazinului Minier Jilţ şi împrejurimile acestuia, corespunde valorii: ag = 0.12 (acceleraţia terenului pentru proiectare). Din acest punct de vedere au fost analizate cele 2 situaţii, respectiv cu şi fără încărcare seismică. Revista Minelor nr. 2 / 2012


16

3. Analize efectuate Calculele au fost efectuate cu ajutorul programului GeoStudio 2004 program dezvoltat de firma canadiană Geoslope International (Catedra de Inginerie Geologică, a Facultăţii de Geologie şi Geofizică). Modulul folosit a fost Slope/W, modul specializat pentru evaluarea stabilităţii terenului, iar metoda folosită în vederea calculării factorului de stabilitate a fost „metoda echilibru-limită”. Deşi programul cunoaşte mai multe metode de

determinare a factorului de stabilitate: Bishop, Fellenius, Janbu, Morgenstern-Preis, Spencer, Lowe-Karafiath etc., pentru prezenta modelare au fost reţinute valorile prin metoda Janbu, ca urmare a faptului că în literatura de specialitate din România este cel mai des întâlnită şi, în acest sens, pentru a putea avea elemente de comparaţie. În figurile 3 şi 4 sunt prezentate două exemple cu determinarea factorului de stabilitate (Fs).

50

1.813

45

INALTIMEA [m]

40 35 30 25 20 15 10 5 0 0

5

10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100 105

DISTANTA [m] Fig. 3 - Exemplul 1, determinarea Fs Ipoteza de lucru: • situaţia fără seism, înclinare taluz 450, steril reprezentat de roci argiloase (RA), • strat de cărbune: de 3m grosime,mijlocul stratului de cărbune este la o adâncime de 8m faţă de berma superioară 50

1.182

45

INALTIMEA [m]

40 35 30 25 20 15 10 5 0 0

5

10 15 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70 75 80 85 90 95 100 105

DISTANTA [m] Fig. 4 - Exemplul 2, determinarea Fs Ipoteza de lucru: • situaţia fără seism, înclinare taluz 800, sterilul de roci nisipoase (RN), • strat de cărbune: de 8m grosime, mijlocul stratului de cărbune este la 16m faţă de berma superioară,

Revista Minelor nr. 2 / 2012


17

Pentru a avea o acurateţe cât mai mare în rezultate au fost modelate: ‐ 132 de situaţii date de poziţiile şi grosimile stratului de cărbune pe verticala treptei; ‐ 3 situaţii, date de variaţiile unghiului de taluz (sau efectuat calcule pentru 450, 600 şi 800); ‐ 2 situaţii, în care stratul de cărbune este cantonat în roci argiloase (RA) şi respectiv în roci nisipoase (RN); ‐ 2 situaţii, cu şi fără seism. Astfel în total au fost analizate: 132 x 3 x 2 x 2 = 1.584 situaţii 4. Rezultate Rezultatele au fost sintetizate sub forma unor diagrame pe care le-am numit “Geometria

cărbunelui – valori Fs – unghi de taluz”. În figura 5 este prezentat spre exemplificare cazul în care cărbunele este cantonat în roci nisipoase (RN): pe axa 0Y sunt valorile adâncimilor stratului de cărbune (raportate la berma superioară), iar pe axa 0X sunt valorile Fs pentru situaţia în care treapta este alcătuită în totalitate din roci argiloase (curba RA) şi pentru diverse grosimi ale stratului de cărbune aflat la diferite adâncimi (curbele C1m, C2m, … C8m). Pentru a ajunge la concluzii cât mai corecte au fost construite 12 astfel de diagrame, în varianta cu şi fără seism, în varianta în care cărbunele este cantonat în RA şi RN, cât şi pentru cele trei valori de analiză ale unghiului treptei

Fig. 5 - Exemplul diagramă Geometria cărbunelui – valori Fs – unghi taluz 600 – situaţia fără seism 5. Concluzii Analiza acestor diagrame, ne conduce rapid la următoarele concluzii: 1. Prezenţa stratului de cărbune aduce o îmbunătăţire a valorii (Fs), şi, evident, valorile Fs cresc odată cu creşterea în grosime a stratului de cărbune; 2. Variaţia valorilor Fs în funcţie de variaţia poziţiei pe verticală a stratului de cărbune este de tipul unei curbe, ce prezintă valori: ‐ maxime Fs – când cărbunele se află cantonat în partea superioară a treptei; ‐ minime Fs – când cărbunele se află cantonat în aproximativ un sfert din înălţimea treptei; ‐ medii Fs – când cărbunele se află cantonat în partea inferioară;

3. Valorile Fs sunt mai mari când stratul de cărbune este cantonat în RA faţă de situaţia când este cantonat în RN; 4. Intervalul de variaţie al valorilor Fs este mult mai mare când cărbunele este cantonat în RN, decât când cărbunele este cantonat în RA; Bibliografie 1. Ionică, Şt. Cercetări in vederea eficientizării activităţii de extracţie a lignitului prin reproiectarea elementelor geometrice ale taluzelor de lucru si definitive aferente carierelor (teză de doctorat, 2011) 2. Rapoarte tehnice SNLO Tg. Jiu, EMC Jilț, ICSITPML Craiova 3. Krahn, J. Stability Modeling with Slope/W, An Engineering Methodology, GEO-SLOPE/W International, Ltd., 2004

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Maria Lazăr

Revista Minelor nr. 2 / 2012


18

CERCETĂRI PRIVIND POSIBILITĂŢILE DE AMENAJARE ŞI UMPLERE CU APĂ AL GOLULUI REMANENT AL CARIEREI URDARI Maria LAZĂR*, Florin G. FAUR** Abstract

Restructurarea sectorului minier din România începută la mijlocul anilor 90 a presupus închiderea sau trecerea în conservare a unor obiective miniere, fie datorită epuizării rezervelor fie datorită neviabilităţii lor. În bazinul minier al Olteniei a fost închisă o serie de cariere de lignit, nefiind luate măsuri în vederea reamenajării în scopul reintroducerii suprafeţelor de teren afectate în circuitul economic sau al reintegrării acestora în cadrul natural. Lucrarea de faţă îşi propune proiectarea unor astfel de lucrări, mai precis umplerea golului remanent al carierei Urdari cu apă, prezentând rezultatele unor studii efectuate în condiţiile creării unei configuraţii stabile a viitorului lac. Aceste studii se referă la asigurarea condiţiilor de stabilitate pentru taluzurile carierei, remodelarea acestora, determinarea volumelor de material ce trebuie vehiculate şi determinarea volumului de apă necesar pentru ridicarea nivelului apei de la cota actuală la o cotă proiectată. Oportunităţile ce rezidă din aplicarea unei astfel de variante de reabilitare ecologică sunt legate de reintegrarea carierei în cadrul natural înconjurător, crearea condiţiilor pentru asigurarea biodiversităţii în zonă şi creşterea valorii terenului. Cuvinte cheie: stabilitate, reabilitare, gol remanent, umplere cu apă 1. Caracterizarea zonei studiate în vederea stabilirii variantei de reutilizare Perimetrul de exploatare al carierei Urdari este situat în zona sudică a bazinului carbonifer Rovinari, pe teritoriul comunei Urdari, judeţul Gorj, la 40 km sud de municipiul Tg. Jiu, respectiv la 15 km vest de oraşul Ţicleni, în zona colinară din vestul râului Jiu şi a fost delimitat după cum urmează: - la nord: de suprafaţa redată în circuitul silvic pe versantul stâng al Văii Mânăstirii, în imediata _____________________________ * Prof.dr.ing. Universitatea din Petroşani ** Asist.dr.ing.Universitatea din Petroşani Revista Minelor nr. 2 / 2012

vecinătate a perimetrului de exploatare al minei Urdari; - la sud: de Valea Graurului; - la est: de localitatea Urdari şi drumul judeţean DJ 674; - la vest: de o zonă colinară cu teren foarte accidentat. Pentru evidenţierea condiţiilor climatice ale zonei au fost analizate şi interpretate valorile parametrilor meteorologici, prelevate de la staţiile meteorologice cele mai apropiate, respectiv Tg. Jiu şi Apa Neagră. Din mediile lunare ale temperaturii aerului la cele două staţii meteorologice din arealul studiat se constată că cea mai rece lună a anului este ianuarie (temperaturile medii fiind de –2,5°C la ambele staţii meteorologice). Cea mai caldă lună este iulie (valori medii cuprinse între 20,6°C - 21,4°C). De remarcat este faptul că temperaturile medii ale lunii decembrie sunt pozitive, iar temperaturile medii anuale oscilează între 9,7°C şi 10,6°C. În general cele mai mari cantităţi lunare de precipitaţii se consemnează în lunile de la sfârşitul primăverii ori începutul verii (mai şi iunie) sau toamna, în octombrie, iar media multianuală de precipitaţii este de 762,81 l/m2. Vegetaţia predominantă din zona carierei Urdari este cea specifică zonei colinare a Olteniei şi cuprinde păduri de foioase. Ca şi specii de arbori prezente în zonă amintim fagul (Fagus silvatica), gorunul (Qurcus petraea, Quercus dalechampii, Qurcus polycarpa), stejarul penduculat (Quercus robur), cerul (Quercus cerris) şi gârniţă (Quercus frainetto). Zonele de pădure alternează cu pajişti şi terenuri agricole. Culturile reprezentative din zonă sunt cele de porumb, graminee, cartofi,etc. Pe suprafeţe restrânse se întâlnesc livezi de pomi fructiferi şi plantaţii de viţă de vie. Golurile remanente ale fostelor cariere se pot umple cu apă, preluând astfel diferite funcţiuni, de la cele industriale până la cele de agrement, sau pot fi utilizate în scopul depozitării reziduale industriale sau a deşeurilor menajere. Astfel pot fi identificate mai multe direcţii de reamenajare a golurilor remanente: - bazine pentru piscicultură; - bazine de retenţie şi acumulare a apei; - bazine de acumulare pentru ape industriale şi irigaţii; - lacuri cu scopuri de agrement;


19

- amenajarea depozitelor de deşeuri. [3] Dintre variantele de reutilizare posibile ale golurilor remanente se optează pentru varianta reabilitării naturalistice cu formarea unui lac natural care să se încadreze în peisajul zonei respective cu ridicarea nivelului apei de la cota +157,3 m la +162 m, remodelarea carierei prin stabilizarea taluzurilor, acoperirea cu sol vegetal a bermelor de exploatare, şi plantarea de vegetaţie specifică ecosistemului. Deoarece cariera este înconjurată de pădure s-a optat pentru recultivarea silvică a malurilor viitorului lac, care este mai puţin costisitoare şi cu rezultate benefice. Specia care se recomandă pentru acest gen de lucrări în zona în care este amplasat golul remanent este salcâmul.

Fig. 1. Cariera Urdari (imagine satelitară) Din analiza situaţiei existente în teren, principalele categorii de deformaţii sunt reprezentate de eroziuni şi alunecări superficiale şi/sau de profunzime pe taluzurile finale ale carierei. Eroziunile sunt prezente sub forma ravinărilor şi eroziunilor propriu-zise. Ravinările apar pe taluzurile din partea vestică şi sud vestică fiind cauzate de lipsa lucrărilor de captare şi dirijare a apelor de şiroire. Alunecările superficiale sunt prezente pe taluzul inferior din partea sudică, iar

2. Situaţia actuală a golului remanent al carierei Urdari Golul remanent este amplasat în perimetrul de exploatare al carierei Urdari (fig. 1 şi 2) în zona sudică a bazinului carbonifer Rovinari. Acesta este delimitat după cum urmează: - la nord: de halda interioară a carierei; - la sud: de Valea Poduri şi Poiana Bujorului; - la est: de Valea Săscuia; - la vest: de zona colinară cu teren foarte accidentat. Golul remanent ocupă circa 14 ha şi este amplasat între cotele de vatră +145 - +152 m. Acesta are o lungime de 950 m, o lăţime de 220 m, iar adâncimea este cuprinsă între 13 – 16 m. [4]

Fig. 2. Cariera Urdari (vedere dinspre partea estică) cele de profunzime au fost constatate în cazul treptei a II-a a cărei înălţime este de 40 m şi unghiul de taluz depăşeşte 50˚. Stabilitatea taluzurilor marginale reprezintă una dintre problemele majore pentru reabilitarea golului remanent. Analiza de stabilitate a taluzurilor golului remanent aparţinând carierei Urdari a fost efectuată folosind soft-ul specializat de geotehnică Slope. Valorile folosite în analiza de stabilitate pentru greutatea volumetrică, coeziune şi unghiul de frecare interioară sunt prezentate în tabelul 1.

Tabelul 1. Caracteristici fizico-mecanice utilizate în analiza de stabilitate Greutate volumetrică Coeziune c, Unghi de frecare Tip rocă γnat, (kN/m3) (kN/m2) interioară φ (grade) Amestec de roci din 18,98 19,80 17,00 taluzurile carierei Ţinând seama de configuraţia geometrică a taluzurilor carierei şi de natura rocilor, s-a efectuat analiza de stabilitate considerând că alunecarea se produce cel mai probabil după suprafeţe cu contur cilindrico-circular. În scopul determinării rezervei de stabilitate a taluzurilor, s-a reprodus geometria taluzurilor cu ajutorul soft-ului menţionat, fiind calculat coeficientul de stabilitate pentru fiecare

taluz luat în considerare. Se menţionează că analizele de stabilitate nu au ţinut seama de presiunea apei din pori, deoarece materialul, fiind granular şi având o permeabilitate ridicată, există posibilitatea unei drenări gravitaţionale rapide a apei, iar după umplerea cu apă a golului remanent până la cota proiectată, presiunea generată de lac pe taluzuri conduce la creşterea efortului unitar normal Revista Minelor nr. 2 / 2012


20

şi, implicit, la creşterea forţei de frecare pe suprafaţa de alunecare. Analiza de stabilitate a fost efectuată utilizând 3 dintre cele mai cunoscute metode de calcul, şi anume metodele lui Fellenius, Bishop respectiv Janbu, şi a avut drept obiect taluzuri cu înălţimi cuprinse între 20,21 m şi 40 m şi unghiuri de taluz cuprinse între 43° şi 53°, situate pe laturile sudice şi vestice. Au fost analizate trei secţiuni (două transversale şi una longitudinală), realizate pe planul iniţial de situaţie, respectiv taluzurile superioare şi inferioare. Rezultatele acestor analize de stabilitate au pus în evidenţă faptul că pentru una din secţiunile transversale, valorile coeficientului de stabilitate

Fig. 3. Secţiune transversală, taluz inferior 3. Proiectarea lucrărilor de amenajare a golului remanent Retaluzarea treptelor (fig. 5) în vederea creşterii rezervei de stabilitate şi asigurării condiţiilor necesare pentru tipul de reamenajare ales, respectiv recuperare naturalistică, va fi efectuată prin ambele metode cunoscute, respectiv de sus în jos şi de jos în sus. [2]

sunt subunitare (0,66 respectiv 0,86 după Fellenius), adică atât taluzul superior cât şi cel inferior sunt instabile. [1] Pentru celelalte secţiuni analizate coeficientul de stabilitate prezintă valori supraunitare, valori care se situează chiar peste valoarea de 1,3 (după Janbu), recomandată de Prescripţiile tehnice privind proiectarea, realizarea şi conservarea taluzurilor definitive ale carierelor. În figurile 3 respectiv 4, sunt prezentate profilele analizate şi suprafeţele critice de alunecare (pentru care s-au obţinut valori subunitare ale coeficientului de stabilitate după Fellenius), pentru taluzurile inferioare şi superioare, pentru una din secţiunile transversale.

Fig. 4. Secţiune transversală, taluz superior În cazul carierei Urdari se va folosi retaluzarea de sus în jos pentru regeometrizarea taluzului superior şi retaluzarea de jos în sus pentru cel inferior aflat la contactul cu luciul de apă existent, deoarece presupune excavarea şi deplasarea materialului din partea inferioară a taluzului spre partea superioară.

Fig. 5. Retaluzarea şi terasarea laturii sudice (vedere dinspre latura estică) Revista Minelor nr. 2 / 2012


21

Retaluzarea se impune cu precădere pentru taluzurile sudice din secţiunea transversală pentru care valorile coeficientului de stabilitate au fost subunitare.

După realizarea lucrărilor de retaluzare a fost efectuată o nouă analiză de stabilitate (fig. 6) pentru taluzul general astfel format.

Fig. 6. Secţiune transversală taluz general după retaluzare Valorile coeficientului de stabilitate obţinute după realizarea lucrărilor de retaluzare indică o creştere considerabilă a valorii acestuia, de la valori subunitare la o valoare de 1,37 (după Janbu). Această valoare se situează peste cea de 1,3 recomandată de normativele în vigoare, ceea ce înseamnă asigurarea unei rezerve suficiente de stabilitate care să permită continuarea în siguranţă a lucrărilor de reamenajare. Lucrările de retaluzare presupun vehicularea unor volume importante de material pentru realizarea geometriei proiectate a taluzurilor (volum de material rezultat din lucrări de rambleiere şi debleiere).

Fig. 7. Prisme generate pentru calculul volumului de retaluzare Deoarece varianta de reutilizare aleasă presupune creşterea nivelului apei din lacul format în golul remanent de la cota actuală +157,3 m la cota +162 m este necesară supraînălţarea malului de pe latura estică. Ca urmare, a fost efectuat calculul volumului necesar pentru construirea digului de supraînălţare a malului estic de la cota actuală +164 m la cota +170 m. Din aceste calcule a rezultat un volum de 381453,27 m3 de material necesar (fig. 9).

Volumul total de material ce urmează a fi vehiculat pentru realizarea lucrărilor proiectate de retaluzare este de 417593,47 m3 (fig. 7. şi 8) din care 40281,42 m3 de rambleu în jumătatea dreaptă a părţii sudice a carierei. Din totalul 417593,47 m3, pentru retaluzarea taluzului din partea superioară, adică a unui volum (V1) de 278396 m3, se vor folosii buldozere, iar pentru restul de 139197,47 m3 (V2) se vor folosi excavatoare. Retaluzarea cu ajutorul buldozerelor se va face de sus în jos iar excavatoarele vor fi folosite pentru remodelarea taluzului aflat la contactul cu apa, retaluzarea realizându-se de jos în sus. [1]

Fig. 8. Volumul total de retaluzare Corelând cele două volume, cel de retaluzare şi cel necesar construcţiei digului de supraînălţare, se poate observa că dacă scădem din volumul total de retaluzare volumul de rambleu, volumul de material ce rămâne ca debleu este sensibil egal cu cel necesar construcţiei digului. Restul de material, adică 4141,22 m3 va fi adus de pe treapta superioară a haldei interioare (latura nordică)

Revista Minelor nr. 2 / 2012


22

Fig. 9. Calculul volumului de material din digul de supraînălţare Acest aspect poate fi privit ca un avantaj în lucrările de proiectare a reamenajării terenurilor degradate prin prisma faptului că nu este necesar transportul de material pe distanţe lungi, fie pentru a construi anumite elemente proiectate fie pentru a fi depozitat (în cazul în care rezultă un surplus de material) eliminând astfel şi problema ocupării unor noi suprafeţe de teren. 4. Umplerea cu apă a golului remanent Umplerea cu apă a golului remanent vizează creşterea nivelului lacului existent în carieră de la cota actuală +157,3 m la o cotă proiectată de +162 m. Pentru a asigura condiţiile necesare de realizare a acestui lac s-a propus şi construirea digului de

supraînălţare în zona estică, care conduce la ridicarea cotei terenului de la +164 la +170 m. Deoarece în vecinătatea carierei nu există nici un curs de apă permanent, iar costurile pentru realizarea unei aducţiuni sunt foarte ridicate, pentru asigurarea volumului de apă necesar pentru creşterea nivelului apei până la cota +162 m, respectiv 316294,76 m3 (fig. 10), s-a ales varianta de umplere pe cale naturală (prin aportul de apă din precipitaţii). În acest scop a fost considerată ca suprafaţă de retenţie doar suprafaţa noului lac format (cota +162 m) fără a fi luat în considerare aportul de apă din scurgerile superficiale de pe taluzurile înconjurătoare. De asemenea în calcule a fost luată în considerare evapotranspiraţia şi infiltrarea.

Fig. 10. Volumul de apă necesar pentru creşterea nivelului lacului la cota proiectată (+162 m) Suprafaţa totală de retenţie calculată este de aproximativ 140000 m2, ceea ce înseamnă că pentru o cantitate medie anuală de precipitaţii eficace de 377 l/m2 este nevoie de cca. 6 ani pentru realizarea nivelului proiectat al apei, prin umplere pe cale naturală. Conform analizelor, privind calitatea apei, aceasta se încadrează în categoria a II-a de calitate, fiind propice pentru instalarea florei şi faunei caracteristice etajului bioclimatic.

Revista Minelor nr. 2 / 2012

Pentru calculul volumelor de retaluzare, al volumului digului în partea estică şi al volumului de apă necesar creşterii nivelului apei din lac până la cota proiectată a fost folosit softul specializat TopoLT. Lucrările proiectate şi configuraţia zonei studiate pot fi observate pe planul de situaţie din figura 11.


23

Fig. 11. Plan de situaţie al carierei Urdari după reamenajare 5. Concluzii Reconstrucţia ecologică a zonelor afectate de minerit din Oltenia, dincolo de a fi o obligaţie ce rezidă din legislaţia actuală, este o necesitate, date fiind suprafeţele mari de teren afectate în această zonă. Studiul de caz prezentat în această lucrare a luat în considerare o variantă avantajoasă (ecologic şi economic) de reamenajare şi reabilitare a golului remanent al carierei Urdari, şi anume reintegrarea acesteia în cadrul natural înconjurător. Astfel, prin remodelarea taluzurilor definitive ale carierei se asigură o rezervă de stabilitate conformă cu normativele în vigoare, iar prin construcţia digului de supraînălţare se asigură condiţiile necesare creşterii nivelului apei lacului format în golul remanent până la cota +162 m proiectată. Proiectarea lucrărilor s-a făcut în aşa fel încât surplusul de material (debleul) rezultat din retaluzare să fie integral utilizat pentru construcţia digului de supraînălţare, evitându-se astfel ocuparea unor noi suprafeţe de teren necesare depozitării acestui material, avându-se în vedere ca volumul suplimentar de material necesar construcţiei digului să fie minim, acest volum de material urmând să fie adus din halda interioară aflată în vecinătate (deci cu cheltuieli minime de transport). Prin crearea unui lac cu funcţiune naturalistică în golul remanent, pe deoparte este eliminat aproape în totalitate impactul generat de apariţia unei forme de relief negative în zonă, iar pe de altă

parte se creează un habitat acvatic ce contribuie la îmbunătăţirea biodiversităţii. Popularea acestui lac cu specii locale de peşti (caracteristice etajului bioclimatic) este în măsură să atragă specii de păsări acvatice, ceea ce contribuie la dezvoltarea unui nou ecosistem în zonă, superior calitativ celui existent la ora actuală. De asemene împădurirea zonelor adiacente va contribui la repopularea zonei cu specii faunistice caracteristice, asigurând în şi mai mare măsură îmbunătăţirea biodiversităţii. Nu în ultimul rând, transformarea unei zone puternic afectată de minerit, caracterizată de forme antropice de relief (geometrizarea excesivă a taluzurilor carierei şi haldei interioare), într-o zonă ce se integrează cu uşurinţă în cadrul natural înconjurător este în măsură să crească valoarea terenului, oferind multiple posibilităţi viitoare de utilizare a acestuia. Bibliografie 1. Dodoacă, M.A. Reabilitarea ecologică a golului remanent al carierei Urdari. Proiect de Licenţă, Petroşani 2010. 2. Lazăr, M. Reabilitare ecologică. Ed. Universitas, Petroşani, 2001. 3. Lazăr, M. Reabilitarea terenurilor degradate. Ed. Universitas, Petroşani, 2010. 4. Plan tehnologic de încetare a activităţii la cariera Urdari, judeţul Gorj – Program de reconstrucţie ecologică şi de prevenire a deteriorării mediului, S.N.L.O – Târgu.Jiu, Simbol 825-203/2005.

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Ilie Rotunjanu

Revista Minelor nr. 2 / 2012


24

ASPECTE PRIVIND LUCRARILE DE CONSOLIDARE - ETANŞARE A BARAJULUI MIHOEŞTI Mihaela TODERAŞ* Abstract Problematica tratată în cadrul acestei lucrări, constă în prezentarea soluţiilor optime de etanşare în vederea consolidării barajului Mihoieşti, având în vedere şi problemele care au apărut în timpul exploatării acestui obiectiv, condiţiile de amplasament, cât şi incidentul ecologic înregistrat în vara anului 2002, care au indus şi unele incertitudini din punct de vedere al stabilităţii viitoare a lucrării. Acumularea Mihoieşti urma să asigure, în principal, cerinţele de apă din zona exploatărilor miniere a Munţilor Apuseni, în particular a carierei de la Roşia Poieni, utilizarea căderii create la producerea de energie electrică, precum şi a altor folosinţe din bazinul râului Arieş. Renunţarea ulterioară la dezvoltarea cerinţelor de apă pentru exploatarea cuprului de la Roşia Poieni, a impus ca, în situaţia dată, acumularea realizată să funcţioneze ca acumulare nepermanentă pe o perioadă de timp mai mare, aceasta având însă implicaţii în funcţionalitate, având în vedere scopul pentru care a fost proiectat acest baraj. Studiile de stabilitate au evidenţiat faptul că barajul nu a îndeplinit, în perioada respectivă, condiţiile de siguranţă în exploatare, având evacuatorul de ape mari subdimensionat şi existând încă lucrări nefinalizate. Barajul realizat cu o mască în soluţie provizorie, a prezentat unele zone de infiltraţii, cu extindere şi pe versanţi, constituind un pericol pentru zona aval. Pentru a rezolva această problemă, s-a propus realizarea lucrărilor de punere în exploatare a acumulării Mihoieşti, însă ca acumulare permanentă. Soluţia propusă pentru rezolvarea problemei de consolidare a barajului de la Mihoieşti, a constat în etanşarea fundaţiei prin injecţii de etanşare, consolidarea fundaţiei prin crearea unui voal de etanşare şi execuţia măştii finale de etanşare din geomembrană, cuprinzând şi lucrările aferente parapetului sparge val. Forajele de injecţie pentru crearea voalului de etanşare au fost executate cu extindere pe amândoi versanţi. _____________________________ * Conf.dr.ing. Universitatea din Petroşani Revista Minelor nr. 2 / 2012

Cuvinte cheie: acumulare, baraj, injectare, consolidare, siguranţă, stabilitate. 1. Introducere Principiul de bază utilizat în controlul siguranţei presupune că tuturor persoanelor trebuie să li se asigure acelaşi nivel de protecţie împotriva unui potenţial hazard şi acelaşi nivel de pregătire pentru cazurile de urgenţă, independent de mărimea barajului sau a lacului de acumulare [2], [3], [4]. Marile baraje reprezintă un caz deosebit de important de evaluare a riscului seismic. Pe de o parte, barajele în sine, au o valoare ridicată, acestea având implicaţii în întreaga economie, prin activitatea de producere de energie electrică, de alimentare cu apă a sistemelor de irigaţii şi de prevenire a inundaţiilor, etc. Pe de altă parte, avarierea structurală a unui baraj poate conduce la dezastre majore, prin expunerea populaţiei la efectele produse de inundaţii neaşteptate. Situaţia din România este de o asemenea natură, încât, trebuie să se aibă în vedere siguranţa viitoare a barajelor existente. Primul motiv, este acela că aceste baraje au fost proiectate şi construite pe baza unor norme tehnice care, în marea lor majoritate, nu mai sunt în vigoare în prezent, un al doilea motiv fiind reprezentat de schimbările majore ale climei din ultima perioadă de timp, care au condus la volume de apă din ce în ce mai mari în lacurile de acumulare ale acestora. Un al treilea motiv logic, este reprezentat de vechimea barajelor existente. Acumularea Mihoieşti este amplasată la poalele Munţilor Bihorului, în comuna Mihoieşti, judeţul Alba, aval de confluenţa Arieşului Mare cu Arieşul Mic, la cca. 4 km în amonte de oraşul Câmpeni. Barajul are o înălţime de 29 m, iar volumul acumulării este de 6,25 mil m3 de apă. Scopul amenajării a fost de a regla debitele de pe râul Arieş pe tot parcursul anului, astfel ca la staţia de pompare Gârda să se realizeze un debit aproximativ constant. Barajul s-a realizat din umplutura de balast, etanşat la paramentul din amonte cu mască din folie PVC de 0,4 mm şi 0,5 mm grosime, lestată cu dale de beton armat pe o suprafaţă totală de 11.000 m². Etanşarea în profunzime s-a realizat cu un voal de injecţii executate de pe pintenul amonte al etanşării paramentului. Coronamentul este circulabil, fiind folosit ca drum de acces către localitatea Vidra, figura 1.


25

lucrările de investiţii au vizat punerea în stare de siguranţă a barajului, dat fiind rolul important al acestuia pentru atenuarea viiturilor în bazinul Arieş. Barajul de la Mihoieşti asigură şi alimentarea cu apă a oraşului Câmpeni şi tot aici funcţionează o hidrocentrală.

Fig. 1- Barajul şi lacul Mihoieşti – vedere de ansamblu Pentru trecerea apelor de viitură, s-a executat un descărcător la versantul drept, un canal rapid de 20 m lăţime şi un bazin de liniştire. Pe acest deversor, au trecut cca. 800 m³/s la viitura care a avut loc în primăvara anului 1989. Barajul este echipat cu două prize: o priză pentru golirea de fund, care dirijează în mod curent debitul tranzitat spre aval şi o priză energetică care captează debitul de apă potabilă şi alimentează o centrală hidroelectrică [6], [7]. Golirea de fund este prevăzută şi cu un turn de preaplin, care suplimentează practic deversorul de la malul drept. Odată cu realizarea barajului s-a construit şi Staţia de tratare şi distribuţia apei potabile pentru oraşele Câmpeni şi Abrud, cu priza de apă brută în galeria energetică, pentru care s-a prevăzut un decantor şi o conductă metalică de aducţiune cu diametrul Ø = 600 mm.

2. Necesitatea şi oportunitatea lucrărilor Problema reconsolidării barajului Mihoieşti s-a impus ca o necesitate, în urma evenimentelor care au avut loc în urmă cu câţiva ani, în zona amplasamentului barajului şi care, practic, au condus la realizarea unor lucrări prin care să se stabilizeze acest baraj. Incidentul ecologic care a avut loc la barajul de acumulare Mihoieşti a fost „un rău necesar”, deoarece, altfel, nu ar fi existat posibilitatea realizării unor lucrări de investiţii în acest obiectiv important din zonă, lucrări care de altfel ar fi trebuit prevăzute încă din faza de proiectare şi execuţie a barajului. Atunci, datorită deversării unei cantităţi foarte mari de apă, a luat naştere un val de noroi care a produs asfixierea peştilor pe o suprafaţă de 25 km2. Analizând situaţia de la Mihoieşti, s-a constatat că barajul care asigură alimentarea cu apă a localităţilor din aval era cel mai vulnerabil obiectiv din întregul bazin al Mureşului [2], [3], [6], [7]. De fapt, la Mihoieşti nu trebuia să fie o acumulare, deoarece era deja o investiţie în curs de derulare, realizată până în acel moment în proporţie de 20 %, însă, s-a ajuns la un compromis de a menţine o cantitate de apă de 6 – 8 mil m3, pentru a alimenta cu apă potabilă localităţile din aval; practic, această cantitate de apă ţinea barajul sub presiune. La acest baraj, figura 2,

Fig. 2- Secţiune transversala şi vedere din amonte a barajului Mihoieşti Pentru a putea efectua lucrările propuse în vederea unei exploatări corespunzătoare, a fost necesară golirea de apă a barajului cu aproximativ 1 m. De menţionat că, prin decizia de golire parţială a apei acumulate în baraj, au fost antrenate şi cantităţi importante de aluviuni, determinând astfel scăderea cantităţii de oxigen din apă şi implicit, mortalitate piscicolă în aval. În 20 de ani, s-a acumulat un strat de nămol de 2 m până chiar la 4 m, astfel că, la orice golire, nămolul este antrenat la vale. Rolul acumulării existente este de apărare împotriva inundaţiilor, efectul său de atenuare fiind sensibil la viituri curente, cu debite reduse. În prima etapă de execuţie, perioada anilor 1980 – 1987, au fost realizate următoarele lucrări: golirea de fund; galeria energetică; barajul în soluţia batardou, constând practic dintr-un baraj din balast, cu secţiunea minimă şi cu elemente de etanşare sumar realizate, ca şi când ar fi fost o lucrare temporară; priza energetică; echipamentele hidromecanice la prizele celor două galerii şi evacuatorul de ape mari. Într-o primă etapă s-a realizat ca şi batardou, execuţia amenajării în etapa definitivă fiind considerată la data respectivă, la un volum total de 91,0 mil m3. Iniţial, barajul a fost realizat cu o mască în soluţie provizorie şi ca urmare, a existat riscul ca prin menţinerea unui volum de apă permanent în lac, să fie periclitată stabilitatea lui. Pentru rezolvarea deficienţelor semnalate, s-a propus realizarea unor lucrări de punere în siguranţă în exploatare a acumulării Mihoieşti, ca acumulare permanentă. Galeria energetică a fost executată în scopul alimentării unei centrale hidroelectrice, cu Revista Minelor nr. 2 / 2012


26

energia hidraulică necesară funcţionării acesteia, cât şi evacuării unei părţi din viitura de verificare, conform perioadei de revenire. Din punct de vedere geologic, în cea mai mare parte a cuvetei, cât şi în ampriza barajului, roca de bază este reprezentată prin diferite varietăţi de şisturi cuarţoase sericitoase cloritoase şi gnaise feldspatice. În zona amplasamentului barajului, în versantul stâng, în albie şi la baza versantului drept, apar şisturi cuarţoase cloritoase sericitoase, străbătute de filoane de cuarţ, iar în versantul drept gnaise feldspatice. Zona de alterare a rocii de bază are o grosime medie de 5,00 m pe versanţi şi de aproximativ 6,00 m în albie. Aluviunile din albia majoră au o grosime medie de 4,00 – 5,00 m, însă ating accidental şi grosimi de 8,00 m; sunt reprezentate preponderent prin nisipuri cu pietrişuri şi bolovănişuri, însă uneori apar lentile discontinue de nisipuri argiloase sau argile nisipoase, atât la partea inferioară, cât şi la partea superioară. Deluviul este format dintr-un material argilos – nisipos, cu fragmente angulare de rocă alterată de tipul şisturilor şi gnaiselor; dimensiunile deluviului sunt variabile, între 0,5 m – 5,00 m. Grosimea deluviului pe versantul stâng este cuprinsă între 0,50 m – 2,00 m şi respectiv, de 3,00 m – 5,00 m pe versantul drept. Pe versantul drept, apar şi trei nivele de terasă, cu grosimi medii de 2,00 m – 4,00 m. Cuveta are practic caracter impermeabil, roca de bază fiind constituită, în cea mai mare parte, din şisturi cristaline. În general, aluviunile au caractere similare cu cele din ampriza barajului. Versanţii sunt în majoritate stabili. Apele subterane apar în depozitele aluviale de luncă, dar şi la baza depozitelor deluviale de pe versanţi sau în fisurile din zona superficială, alterată a rocii de bază. Ele prezintă agresivitate de dezalcalinizare faţă de betoane.

privind calitatea în construcţii, este B, adică o categorie de importanţă DEOSEBITĂ, cu un indice de risc 0,5 ≥ RB > 0,25.

4. Executarea lucrărilor de etanşare a fundaţiei Voalul de etanşare al fundaţiei barajului a fost proiectat în mod corespunzător condiţiilor geologice a amplasamentului barajului, adică ţinând seama de faptul că acolo sunt întâlnite roci de tipul rocilor cristaline, şisturi şi gnaise feldspatice cu un grad de alterare şi fisurare ridicat pe versantul stâng. Voalul de etanşare s-a extins pe amândoi versanţi, pentru eliminarea infiltraţiilor care au fost observate. Caracteristicile geometrice pentru cele două maluri, sunt: lmal stâng = 40 m şi lmal drept = 110 m. Voalul de etanşare al fundaţiei s-au executat de pe plinta perimetrală din beton. Plinta de beton armat – vatra amonte – constituie elementul de legătură dintre mască şi voalul de etanşare, figura 3, fiind executată la baza pintenului existent, pe o lăţime de: 3,50 m pe zona centrală şi versantul drept P1 – P23 şi pe o adâncime de 0,50 m; 5,50 m pe zona versantului stâng P24 – P27 şi o adâncime medie de aproximativ 0,70 m.

3. Soluţia de consolidare propusă În vederea soluţionării problemei de consolidare a barajului de la Mihoieşti, având în vedere şi problemele care au apărut în timpul exploatării acestui obiectiv, dar şi condiţiile de amplasament, s-a propus varianta care a constat în: etanşarea fundaţiei, prin efectuarea injecţiilor de etanşare – consolidare a fundaţiei şi crearea unui voal de etanşare. Injecţiile de consolidare vor fi executate în extradosul blindajelor din galeriile G1 şi G2; masca de etanşare din geomembrană şi lucrările de execuţie a parapetului sparge val. Acumularea Mihoieşti a fost încadrată în clasa a II-a de importanţă, căreia îi corespunde un debit de calcul având probabilitatea anuală de depăşire de 1 % şi respectiv, debitul de verificare de 0,1 %. Categoria de importanţă a lucrărilor privind punerea în siguranţă a acumulării Mihoieşti, conform HG nr. 261/1994 şi Legea nr. 10/1995 Revista Minelor nr. 2 / 2012

Fig. 3 Vedere din amonte – zona de realizare a plintei centrale Între pintenul existent şi plinta de 5,50 m, pe o lungime de cca. 2,00 m, s-a prevăzut executarea unei plombe de beton simplu de clasă C 8/10. Numerotarea şirurilor de foraje de injecţie pentru etanşarea – consolidarea rocii din fundaţie este următoarea: şirul aval nr.1, şirul amonte nr.2 şi şirul intermediar nr.3 În zona centrală există voalul de


27

etanşare realizat în faza iniţială – şirul 1 iniţial. Amplasarea forajelor s-a făcut pe şiruri, astfel: 2 şiruri de foraje injectate atât în albie, cât şi pe versantul drept la distanţa de 1,50 m între şiruri, realizat în patru etape. Adâncimea prevăzută a forajelor a fost de 10,00 m – 35,00 m pentru şirul 2 si respectiv, de 10,00 m pentru şirul 3; 3 şiruri de foraje injectate pe versantul stâng, la distanţa de 1,50 m între şiruri. Acest şir de foraje s-a executat în 4 etape, adâncimea forajelor fiind de 10,00 m – 35,00 m pentru şirurile 1 şi 2, respectiv de 10,00 m – 20,00 m pentru şirul 3. În final, în cadrul aceluiaşi şir, distanţa dintre foraje a fost de 1,00 m, iar distanţa dintre forajele executate pe etape, a fost de: etapa I, foraje situate la 8,00 m distanţă; etapa a II-a, foraje intercalate între forajele executate în etapa I, la 4,00 m distanţă de forajele din etapa I; etapa a III-a, foraje intercalate între forajele din etapa I şi etapa a II-a, la 2,00 m distanţă între un foraj din etapa I şi unul din etapa a II-a; etapa a IV-a, foraje intercalate la 1,00 m distanţă. Pentru execuţia injecţiilor de etanşare – consolidare, s-a ţinut seama de modalitatea de execuţie a injecţiilor de etanşare – consolidare a rocii. Întrucât condiţiilor de betonare şi fenomenul complex de contracţie al betonului conduc la apariţia unor spaţii sau suprafeţe libere la extradosul blindajelor, au fost prevăzute şi lucrări

de umplere a acestora, pentru a se realiza un contact intim între beton şi rocă. În extradosul blindajelor au fost luate în considerare şi eventualele apariţii de goluri de diferite dimensiuni: submilimetrice, milimetrice, mai rar centimetrice sau de ordinul decimetrilor. Constatarea deficienţelor a fost pusă în evidenţă prin ciocnirea blindajului cu un picon sau ciocan şi, în funcţie de sunet, s-a putut aprecia calitativ şi cantitativ mărimea suprafeţelor libere ale blindajului. Remedierea s-a făcut prin injectarea de lapte de ciment sau soluţii chimice, care să umple spaţiile libere şi să refacă legătura între blindaj şi beton, adică s-au realizat injecţii intramurale, executate la un interval de minim 30 de zile după ce au fost efectuate injecţiile de umplere la bolta galeriei, injecţii care la rândul lor s-au realizează la 30 zile de la betonarea blindajului [3], [4], [5]. Înainte de începerea lucrărilor propriu-zise, au fost inventariate toate găurile din blindaj şi numerotate corespunzător. S-a urmărit, în general, ca o gaură să corespundă la 3 – 4 m2 de blindaj şi executată la un diametru de 50 mm. Dacă în zonele marcate cu spaţii libere nu au existat găuri în blindaj, atunci acestea au fost materializate vizibil, conform schemei de amplasare a găurilor prezentată în figura 4. Zonele în care au fost identificate goluri, au fost marcate pe blindaj cu cretă.

Fig. 4 Schema de amplasare a găurilor din blindaj Suprafeţele libere marcate pe blindaj au cuprins minim 2 găuri, din care: gaura inferioară pentru injecţie; gaura superioară pentru aerisire. S-a plecat de la faptul că nu poate fi injectată o suprafaţă cu o singură gaură de injecţie, deoarece suspensia nu pătrunde în spaţiul liber şi apa nu ar putea fi evacuată, considerând totodată că betonul

din extrados este impermeabil. Găurile de aerisire au fost proiectate la diametre maxime de 10 mm – 12 mm şi la ele a fost sudat un ştuţ de ¾ ’’ cu canea. Legătura la gaura tolei s-a făcut: prin sudarea de ştuţuri de ţeavă cu canea şi holender de ¾ ’’, pentru legarea la furtunul de presiune, aceasta fiind considerată cea mai sigură şi eficace metoda; Revista Minelor nr. 2 / 2012


28

prin packere mecanice speciale adaptate la injecţiile de consolidare – precomprimare introduse într-o gaură perforată pe o lungime de 15 cm – 20 cm în beton. Operaţia de injectare s-a realizat pe plane, ordonat, dintr-un singur sens (aval spre amonte sau invers), începând întotdeauna cu găurile suprafeţelor de la radier, urcând apoi spre boltă. La blindajele de pe conducte forţate, s-au atacat la injectare planele inferioare, executând injecţia ascendent, plan după plan; s-a avut în vedere şi faptul că dacă suprafaţa liberă, respectiv golul, este mai mare de 1 m2 şi are forma neregulată, ar putea să apară necesitatea injectării prin mai multe găuri succesive. La injectarea propriu-zisă, în funcţie de grosimea tolei de oţel a blindajului şi de sistemul de consolidare al acestuia, presiunea maximă de injectare a fost de 2 – 3 atm. De regulă, suspensiile folosite la injectare sunt formate din amestecuri ciment apă, în proporţii de 1:10 – 1:0,5. Uzual, s-au întrebuinţat amestecuri având un raport ciment : apă de 1:3, 1:2 şi 1:1. Adiţional, s-a folosit bentonită în proporţie de aproximativ 2 – 3 % din greutatea cimentului, în scopul de a conferi stabilitate suspensiei. În prealabil, bentonita s-a hidratat cu apă. După o perioadă de 16 – 24 ore, s-a revenit pe suprafaţa injectată cu o injecţie de control, constând dintr-o suspensie diluată, într-un raport ciment apă de 1:5 sau 1:10, iar după alte 3 zile, s-a controlat din nou tola prin ciocănire, pentru a se verifica efectul de consolidare. Acolo unde suspensia nu a pătruns în mod corespunzător, datorită faptului că spaţiul liber a fost prea îngust, de ordinul micronilor, ar putea exista posibilitatea de apariţie a unor suprafeţe reduse. Dacă la o probă de apă a acestor suprafeţe, pierderea a fost de 1 – 5 l la 5 minute şi la o presiune de 2 – 3 atm, s-a executat o injectare suplimentară, cu un amestec de silicat de sodiu şi soluţie concentrată de clorură de calciu. Această soluţie a fost verificată în prealabil în laborator, în legătură cu timpul de gelifiere, pentru a evita avarierea malaxorului, a pompei şi a furtunului. Pentru fiecare gaură de injectare, respectiv suprafaţă liberă a blindajului, s-a trasat diagramă de absorbţie a injecţiei. După executarea lucrărilor de injecţii pentru contactul tolă – beton, dacă injecţiile de consolidare sau intramurale au fost realizate deja, s-a trecut la umplerea găurilor perforate până la extradosul blindajului şi tronsonul blindat a fost preda în vederea sudării dopurilor şi protecţiei anticorozive.

5. Masca de etanşare În vederea realizării etanşării s-a propus ca masca să fie constituită dintr-un material geocompozit, de tipul geomembranei, figura 5 - 6.

Revista Minelor nr. 2 / 2012

Fig. 5 Masca de etanşare din geomembrană – etapa I + II


29

Fig. 6 Detalii mască de etanşare. Sistemul de etanşare propus pentru barajul Mihoieşti a constat dintr-o căptuşeală de geomembrane de PVC, fixată mecanic pe corpul barajului, având ca şi caracteristică principală elasticitatea ridicată şi îndeplinind şi funcţia de drenare. Scopul sistemului de etanşare amonte a fost de a prezenta o impermeabilitate eficientă şi de lungă durată pentru dalele şi rosturile de parapet, pe zona căptuşită. Suprafaţa acoperită cu acest material geocompozit a fost de aproximativ 11.100 m2. Căptuşeala folosită în varianta propusă, este un prefabricat realizat dintr-o membrană compozită – geocompozit -, realizată din: o geomembrană impermeabilă de PVC de 2,5 mm grosime şi o căptuşeală de geotextil anti-străpungere / drenant, care are o masă de 500 g/m2/suprafaţă. Geocompozitul prezintă o flexibilitate suficientă pentru a putea fi sudat şi îmbinat în teren. Geocompozitul prezintă rezistenţă la străpungeri şi ruperi în timpul manevrării şi instalării lui [1]. Geocompozitul în foi flexibile, are lăţimea de 2,10 m, iar lungimea fiecărei foi a fost egală cu înălţimea secţiunii unde fiecare foaie a fost amplasată, astfel că, acolo, nu au necesitat suprapuneri şi sudări orizontale. A fost prevăzută şi varianta cu foi prefabricate în panouri mari, pentru a reduce şi timpul lor de instalare. Căptuşeala propusă are proprietăţi elastice, care permit folosirea şi amplasarea ei în condiţii exigente, dificile. Aceasta include mai exact, o fundaţie rugoasă, cu condiţia că este asigurată stabilitatea, adică această fundaţie este stabilă. Pentru a regulariza suprafaţa, aici fiind vorba de devieri ale

rosturilor verticale şi orizontale dintre dale, cavităţi, îmbinări ale paramentului, s-a instalat, pe toată suprafaţa amonte, un geotextil cu greutatea de 1000 g/m2, acesta având rolul de strat de sprijin sau chiar de strat anti-străpungere. Geocompozitul este drenat la partea inferioară printr-un sistem de drenare, care constă în: stratul de drenaj parament, creat de golul dintre geocompozit şi corpul barajului şi respectiv, de către geotextile – geotextilul anti-străpungere şi geotextilul care este parte a geocompozitului; conductele verticale create prin sistemul de întindere al geocompozitului; conducta de drenaj de colectare longitudinală, creată printr-o bandă de 50 cm înălţime, cu o permeabilitate mare de drenare a reţelei de geotextil; conductele de evacuare, constituite din 6 tuburi cu diametrul de 80 mm, care, în principal, vor evacua în corpul barajului. O placă de drenaj din oţel inoxidabil, amplasată în faţa fiecărei conducte, va împiedica intrarea geocompozitului în tub sub coloana de apă; la plăcile de drenare, reţeaua de geotextil a fost dublată. Foliile s-au coborât de pe coronamentul barajului, iar foile învecinate au fost îmbinate vertical, prin sudură la cald. Toate sudurile expuse la apă s-au controlat şi verificat pentru a îndeplini condiţia de impermeabilitate la apă. Foile sau panourile folosite au fost asigurate împotriva vântului, cu ajutorul unor saci de balast sau prin fixarea lor temporară cu profile în eşichier. La poziţionare, geocompozitul de etanşare din PVC s-a ţinut întins şi în contact strâns cu paramentul barajului, pentru a se evita formarea de cute care să prejudicieze longevitatea căptuşelii. În acest scop, geocompozitul a fost ancorat prin linii paralele verticale de sisteme de întindere, spaţiul dintre aceste linii de fixare fiind de 5,75 cm. Sistemele de întindere au constat dintr-un profil intern în formă de U, ancorat la paramentul barajului şi dintr-un profil exterior în formă de Ω, care fixează şi întinde geocompozitul de PVC peste profil. Ansamblul a fost etanşat cu o placă de acoperire din PVC, cu grosimea de 2,5 mm, folosit la căptuşeala principală, dar fără geotextil şi sudat impermeabil la geocompozit. Întregul ansamblu s-a etanşat cu ajutorul unei plăci de acoperire din PVC, sudată de el, pentru a se asigura că nu există infiltraţii de apă la bolţurile de ancorare care perforează membrana. Sistemul de ancorare a fost astfel proiectat, încât să menţină căptuşeala într-o poziţie stabilă pe paramentul amonte, să fie rezistent la greutatea proprie, vânt, valuri şi acţiunea gheţii, respectiv la ridicare. Sistemul de ancorare proiectat a fost prevăzut şi să asigure întinderea căptuşelii, pentru a preveni formarea cutelor şi să fie capabil să menţină căptuşeala independentă de paramentul barajului, permiţând şi facilitând drenajul apei între Revista Minelor nr. 2 / 2012


30

baraj şi geocompozit, prin crearea de spaţii de aer flexibile între suprafaţa structurii şi căptuşeala de geocompozit. Acest spaţiu de aer permite realizarea drenajului. Profilele de întindere s-au aşezat la paramentul înclinat amonte şi nu pe plintă. După ce căptuşeala de etanşare a fost instalată, pentru a se evita o eventuală spargere a compozitului, în cazul unui epuisment care ar putea dezechilibra presiunea apei, s-au efectuat lucrări de balastare în zona plintei. Geocompozitul de etanşare s-a ancorat la fund de o etanşare perimetrală, pentru a se evita infiltrarea apei sub geocompozit. Perimetrul de etanşare a fost impermeabilizat împotriva apei sub presiune. Geotextilul s-a extins orizontal peste plintă, pentru a se realiza o conexiune perfectă între etanşarea paramentului amonte şi etanşarea fundaţiei. Aceeaşi etanşare a fost aşezată la limita dreaptă a zonei de etanşare, pe părţile laterale şi pe vârful prizei. Etanşarea perimetrală s-a efectuat prin comprimarea geocompozitului, cu plăci plate de oţel inoxidabil, cu secţiunea de 80 x 8 mm, iar ancorele au fost dispuse la o distanţă de 0,15 m. Garniturile de etanşare compresibile şi plăcile de

îmbinare folosite între geocompozit şi plăcile plate, au rolul de a distribui efortul. Mortarul de răşină este aşezat lângă betonul plintei, pentru a egaliza rugozitatea şi pentru a se realiza o etanşare bună. Etanşarea perimetrală de suprafaţă s-a plasat la baza digului, la o cotă aproximativă de 580,75 m şi nu a fost izolată împotriva ploilor şi valurilor. Etanşarea de suprafaţă a fost făcută din benzi îngroşate şi plate de inox, cu secţiunea de 50 x 3 mm, fixate în beton cu ancore având o distanţă între ele de 0,25 m. Această etanşare de suprafaţă va fi acoperită de apă doar o dată la 1000 de ani, în cazul manifestării unui eveniment nedorit; configuraţia sa îi permite să reziste la un maxim de cantitate de apă, estimat pentru un eveniment. Pentru asigurarea nivelului de 0,1 %, cât şi protecţia împotriva valurilor, a fost prevăzut folosirea prefabricatului parapet sparge val, cu înălţimea liberă de 1,00 m. Dimensiunile parapetului sparge – val, figura 7, sunt de 1,21 x 3,70 m şi înălţimea de 1,65 m, acesta fiind executat prefabricat pe şantier şi monolitizat cu zona superioară a măştii de etanşare.

Fig. 7 Parapet sparge – val. La modificări ale înclinării, geocompozitul hidroizolant va fi păstrat aderent la fundaţie, prin intermediul benzilor îngroşate plane şi plate de inox, cu secţiunea de 50 x 3 mm, fixate în beton cu ancore dispuse la o distanţă de 0,25 m, folosind metodologia descrisă în cadrul etanşării de suprafaţă şi hidroizolat de o bandă de geomembrană de PVC. Elementele prefabricate ale grinzii sparge – val au fost monolitizate între Revista Minelor nr. 2 / 2012

ele, precum şi cu masca de etanşare de pe taluzul amonte al barajului de 1:2, lăsându-se rosturi de dilataţie din 20,00 m în 20,00 m. Execuţia parapetului sparge - val, precum şi monolitizarea s-a realizat cu beton de monolitizare C18/22,5 H II/A-S 32,5 – T2 (L2) – P4 – G150. Lungimea unui element prefabricat a fost de 3,70 m, iar greutatea unui element de 7,40 tone. Montarea elementelor de parapet sparge – val a început


31

după ce toate elementele prefabricate au fost transportate la locul de punere în operă şi după centrarea lor preliminară. Montarea s-a realizat cu ajutorul automacaralei de 10 tone. După centrarea definitivă a elementelor prefabricate, montarea cofrajelor şi a armăturilor pe spaţiile de monolitizare, s-a verificat modul de realizare al montării lor şi lucrările aferente monolitizării. 6. Concluzii Pe parcursul exploatării barajului în perioada 1987 – 2001, au apărut diferite probleme; la punerea sub sarcină a barajului şi ca urmare a exploatării, s-au constatat deficienţe, referitoare la: infiltraţii la încastrarea în malul stâng, unor zone de umectare pe paramentul aval; evacuatorul de ape mari subdimensionat şi lucrări nefinalizate, ceea ce înseamnă că barajul nu îndeplinea practic condiţiile de siguranţă în exploatare; vanele plane acţionate în poziţii intermediare, au provocat vibraţii în tot corpul construcţiei din beton; blocarea unor mecanisme ale echipamentului hidromecanic de la batardoul galeriei energetice şi golirii de fund; nu au fost finalizate lucrările de disipare de la goliri. Lucrările de amenajare şi punere în siguranţă a barajului de la Mihoieşti – Câmpeni, au demarat încă din anul 2002, fiind efectuate lucrări cuprinzând dozarea turnurilor de la galeriile de golire, modificarea pragului deversor, discitatoare de energie, lucrări de realizare a zidurilor de sprijin pe malul stâng şi de protejare a zonei, modificare matcă, precum şi protecţia localităţilor în amonte - Bobăreşti şi Joldăşeşti. Un alt obiectiv important l-a reprezentat alimentarea cu apă potabilă a oraşului Câmpeni, lucrări prevăzute să se finalizeze până la sfârşitul anului 2009. În urma evenimentului ecologic din primăvara anului 2002, prioritate s-a acordat lucrărilor de consolidare a barajului, acestea constând în: etanşarea fundaţiei prin injecţii de etanşare –

consolidare în extradosul blindajelor galeriilor G1 şi G2 şi crearea unui voal de etanşare; masca de etanşare din geomembrană şi lucrări de execuţie a parapetului sparge val. Sistemul propus evită infiltraţiile de apă şi protejează dalele parament de deteriorare. Proprietăţile elastice ale căptuşelii permit depuneri acceptabile şi mişcări care ar putea cauza fisurarea dalelor, menţinând totodată etanşeitatea nealterată. Efectuarea lucrărilor de etanşare - consolidare a barajului nu conduc la scoaterea suprafeţele învecinate din circuitul agricol. Realizarea acestor lucrări nu periclitează sistemul ecologic şi nu se aduc prejudicii mediului înconjurător, deoarece lucrările propuse nu implică nici un fel de poluare, nici a aerului şi nici a apelor, fie ele de suprafaţă, fie ape freatice. Dimpotrivă, prin realizarea acestor lucrări, are loc o ecologizare favorabilă pentru localităţile riverane şi ridicarea interesului turistic al zonei, prin realizarea unui luciu de apă permanent. Bibliografie 1. Manea, S., Găzdaru, A., Feodorov, V., Batali, L. Geosinteticele în construcţii – Proprietăţi, utilizări, elemente de calcul, Editura Academiei Române, Bucureşti, 1999, Vol. I 2. Manea S., s.a. Mecanica pamânturilor. Editura Conspress Bucuresti, 2003. 3. Stanciu A., Lungu I. Fundatii, Editura Tehnica Bucuresti, 2006. 4. Toderaş M. Geotehnica şi fundaţii. Editura Universitas, 2005. 5. Toderaş M. Geomecanică. Probleme de mecanica pământurilor şi fundaţii. Editura Universitas, 2005. 6. Acumularea Mihoieşti pentru apărarea împotriva inundaţiilor şi alte folosinţe, 1990. 7. Documentaţie tehnică şi geologică – Barajul şi acumularea Mihoieşti, 2002.

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Ilie Rotunjanu

Revista Minelor nr. 2 / 2012


32

PROPAGAREA ERORILOR MĂRIMILOR MĂSURATE ÎN LUCRĂRILE MINIERE SUBTERANE Lucian LUPU-DIMA*, Larisa FILIP** Abstract Executarea lucrărilor miniere subterane (verticale, orizontale și înclinate) necesită măsurători și prelucrări topografice caracterizate prin precizii superioare. Ca urmare, este de importanță majoră determinarea gradului de precizie pentru diferite situații exprimate prin funcții de legătură particulare și generale. 1. Forma funcțiilor de legătură În lucrările de topografie minieră, în multe cazuri, o mărime sau mai multe mărimi nu pot fi accesibile la măsurători directe impunându-se a fi determinate din alte mărimi care se măsoară direct. Caracteristic acestor măsurători este faptul că mărimea sau mărimile care trebuiesc determinate prin funcții de legătură care pot fi: a) liniare și explicite b) neliniare și explicite c) neliniare și implicite Pot fi exemplificate aceste situații astfel: a)Transmiterea cotei în subteran cu ruleta pe un puț vertical. În principiu, metoda constă în determinarea lungimei ghidajelor între orizonturi. Se folosește în acest scop o ruletă obișnuită cu o lungime de 50 m.

Practic se montează pe cablu, deasupra coliviei și la o înălțime de aproximativ 50 m o chibla. Pe colivie și chiblă vor lucra simultan doi operatori asigurați cu centuri de siguranță. Operatorul din chiblă va ține zero al ruletei celălalt ruleta de furca. Se coboară colivia cu câte 50 m, intervale între care se măsoară pe ghidaje porțiuni egale cu 50 m. Măsurătorile efectuate pe puț se racordează cu măsurătorile care se efectuează la suprafață și în subteran cu două niveluri staționate în punctele S1 și S2 (fig. 1). Aceste măsurători constau din observațiile efectuate asupra mirelor situate în reperele RN și 501. Urmărind figura putem scrie:

unde C este corecția totală formată din: corecția de etalonare, corecția de întindere și corecția de temperatură. Așadar, cota punctului 501 nu poate fi măsurată direct, se obține însă printr-o funcție liniară și explicită. În consecință, există funcții a căror formă generală poate fi scrisă: (2) în care: sunt constante sunt mărimile măsurate direct b)Transmiterea cotei pe un plan înclinat prin metoda nivelmentului trigonometric. Se aplică în lucrările miniere cu înclinare mare (plane înclinate) sau foarte mare (rostogoluri, suitoare) (fig. 2).

Fig. 2 Fig. 1 _____________________________ * Dr.ing. Universitatea din Petroşani ** Şef lucr.dr.ing. Universitatea din Petroşani Revista Minelor nr. 2 / 2012

Practic cu luneta teodolitului fixată în poziție orizontală se vizează mira situată pe reperul de nivelment 509 și se înregistrează lectura l509. Se măsoară direct distanța pe înclinare ST,a, unghiul de înclinare ϕ și lectura la pe o miră situată în abataj.


33

Cota Ha la vatra abatajului rezultă: (3) Dacă: (4) În acest caz funcția de legătură între mărimile măsurate direct și mărimea care se determină este explicită dar neliniară. Sub forma generală putem scrie: (5) c)Joncțiunea în subteran a elementelor topografice La joncțiunea elementelor topografice în rampa unui puț vertical sunt măsurate laturile a, b, c și unghiul g (metoda triunghiului de legătură) (fig.3).

asimilate cu creșterile . Urmare a acestor creșteri funcția va avea creșterea . Așadar putem scrie: (9) Dezvoltând în serie obținem: de unde: (10) Egalitatea (10) reprezintă diferențiala totală a funcției (5). În același mod se pot liniariza și funcțiile din egalitățile (8). 3.Expresia erorii unei funcții a)Cazul funcției liniare Prin diferențierea funcției (2) se obține: (11) Prin trecerea de la diferențială la erori rezultă: sau: ; sunt erorile medii pătratice ale mărimilor măsurate (12)

Fig. 3 Pentru realizarea joncțiunii unghiurile α și β cu relațiile:

se

determină

sau

(6)

b)Cazul funcțiilor neliniare și explicite S-a arătat că funcțiile neliniare pot fi liniarizate, forma finală fiind reprezentată prin egalitatea (10). Prin trecerea de la creșteri la erori, se obține: (13)

Se observă că s-a obținut două funcții neliniare și implicite care pot fi scrise astfel:           (7) Forma generală a unor astfel de funcții este: ………………………………

c)Cazul funcțiilor neliniare implicite Funcțiile neliniare implicite reprezintă cazul general al funcțiilor de mărimi măsurate direct, reprezentat prin sistemul (8). Funcțiile există atunci când:

(8)

pentru care 2.Liniarizarea funcțiilor Scopul liniarizării funcțiilor neliniare explicite și implicite este de a avea posibilitatea determinării erorilor mărimilor care nu pot fi măsurate direct, că nu sunt accesibile. Trebuiesc luate în considerare funcțiile (5) și (8). În funcția (5), mărimile măsurate direct sunt afectate de erori, care pot fi

(14) Pentru a determina erorile procedează la liniarizarea acestora.

funcțiilor

se

Revista Minelor nr. 2 / 2012


34

Pentru simplificare notăm:

(15) sau:

Considerând egalitățile:

Trecând la eroare:

 

(16)

Determinantul (16) se obține din determinantul (14) prin înlocuirea coloanelor coeficienților cu termenii liberi. creșterilor Prin raportul dintre (16) și (15) rezultă coeficienții creșterilor pe care-I notăm cu

Prin înlocuirea coloanei a doua a determinantului de la numitor cu termenii liberi se obține:

și se obține:

(17)

şi

(18)

Observație: Creșterile , respective sunt minime pentru:

Dacă:

erorile medii ale funcțiilor vor fi:

sau (19)

4. Exemplu Considerăm cazul general prezentat în figura 3. Se diferențiază egalitățile (6) și se obține:

Determinantul principal este:

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Nicolae Dima

Revista Minelor nr. 2 / 2012

erorile

Bibliografie 1. Covaci, Șt. Exploatări miniere subterane, Editura Didactică și Pedagogică, București, 1983. 2. Dima,N., s.a. Topografie minieră, Editura Corvin, Deva, 1966. 3. Dima,N., s.a. Teoria erorilor și metoda celor mai mici pătrate, Editura Universitas, Petroșani, 1966. 4. Bonea, I. Topografie, Editura Didactică și Pedagogică, București, 1962. 5. Tiron,M. Teoria erorilor și metoda celor mai mici pătrate, Editura Tehnică, București, 1972.


35

SOLUŢII POSIBILE PENTRU DIMINUAREA ZGOMOTULUI PRODUS DE ACTIVITĂŢILE ANTROPICE DIN CARIERA ROŞIA DE JIU Ramona MITRAN* Abstract Dezvoltarea tehnicii moderne în direcţia creşterii puterii şi vitezei de lucru a agregatelor şi utilajelor, evoluţia mijloacelor de transport şi modernizarea tehnologiilor de lucru, au condus la apariţia a noi surse de zgomot şi mărirea considerabilă a nivelului zgomotului industrial. Din cauza intensităţii şi duratei mari pe care le are zgomotul industrial, efectele negative asupra sănătăţii şi capacităţii de muncă ale persoanelor care execută sau supraveghează operaţiile cu utilaje industriale sunt majore. În lucrare se prezintă câteva soluţii de diminuare a zgomotului produs în cariera Roşia de Jiu şi în zonele aferente acesteia. 1. Introducere Activitatea industrială românească se confruntă cu dificultăţi mari (nivel tehnic redus, surse financiare insuficiente, autonomie limitată), ce limitează considerabil posibilităţile de alegere şi implementare a soluţiilor de reducere a nivelului zgomotului.[1] În toate sectoarele de activitate (industria construcţilor de maşini, chimică, minieră, metalurgică, trasporturi, construcţii ş.a.), soluţiile de combatere a zgomotului vizează: • atenuarea zgomotului la sursă; • atenuarea zgomotului pe calea de propagare; • atenuarea zgomotului la receptor. Întrucât caracteristicile constructiv funcţionale ale agregatelor şi utilajelor limitează posibilităţile de atenuare a zgomotului la sursă, aplicarea acestor soluţii este impusă de condiţiile de lucru specifice. Acest lucru reclamă cunoaşterea cauzelor zgomotului la nivelul fiecărui organ de lucru şi mecanism din componenţa agregatului/utilajului (lagăre, angrenaje) la maşini electrice, motoare cu combustie internă, maşini unelte ş.a. Cunoaşterea modului de funcţionare, a instrucţiunilor de întreţinere şi a celor de siguranţă, asigură alegerea mijloacelor de reducere a nivelului de zgomot la limitele admisibile.

2. Prezentarea carierei Roşia de Jiu Condiţiile tehnico - miniere sunt specifice fiecărui perimetru de exploatare şi diferă în funcţie de condiţiile de zăcământ (adâncimea carierei, configuraţia stratelor), amplasament, anul punerii în funcţiune, metoda de exploatare aplicată, construcţia/dezvoltarea treptelor de lucru, geomorfologia terenului ş.a. Dotarea tehnică fiind asemănătoare tuturor carierelor din Bazinul Minier Rovinari (tipuri de utilaje) influenţează în mică măsură gradul de poluare fonică, motiv pentru care nu este inclusă în condiţiile specifice. Cariera Roşia de Jiu, prin amplasarea ei în regiune, condiţiile de zăcământ, dezvoltarea treptelor de lucru, morfologia terenului şi extinderea perimetrului, constituie un suport de studiu pentru analiza posibilităţilor de atenuare a zgomotului. Amplasament: localitatea Fărcăşeşti; Localităţi limitrofe: oraşul Rovinari (< 1 km), localitatea Urdari (3 km); Anul punerii în funcţiune: 1973, strate exploatabile: V-X Dotare tehnică: - 9 excavatoare cu rotor de tip 1400, 1300, 2000; 4 maşini de haldat; 2 utilaje de depozit (KSS şi ASG); > 52 transportoare. Metoda de exploatare aplicată: metoda combinată cu trasportul parţial al sterilului la haldele interioare şi cu transbordarea acestuia în halda interioară. Staţii de transformare: staţia de 110/20 kV Roşia; staţii proprii 20/10 kV: 2. Evoluţia carierei în condiţii nefavorabile de asigurare a terenurilor, a determinat poziţia actuală a treptelor de excavare şi de haldă: • două dintre treptele de excavare superioare (zona colinară) se află la distanţa de cca 1 km faţă de gospodăriile situate pe latura sudică şi la mai puţin de 1 km de gospodăriile situate pe latura nordică a carierei; • ultima treaptă de haldă este situată în apropiere (cca 1,5 km) de gospodăriile din apropierea carierei Roşia de Jiu, (fig.1). Depozitul de cărbune al carierei este situat la o distanţă de cca 1,5 km faţă de oraşul Rovinari.

_____________________________ * Drd.ing. Universitatea “Constantin Brâncuşi” Tg.-Jiu Revista Minelor nr. 2 / 2012


36

Fig.1. Cariera Roşia de Jiu şi punctele de măsurare a zgomotului 3. Sursele de zgomot din cariera Roşia de Jiu şi din zonele aferente ei Cariera Roşia de Jiu este considerată reprezentativă din punct de vedere al poluării fonice prin: - număr mare de utilaje (9 excavatoare cu rotor, 4 maşini de haldat, 2 utilaje de depozit, 52 transportoare); - aşezări umane situate pe două laturi, la distanţe de 100 -150 m; - configuraţia şi cotele nefavorabile a trei dintre marginile (limitele) carierei (la nivelul gospodăriilor). Specifice activităţii din carierele de lignit, sunt sursele care produc zgomot prin: • acţiune mecanică (rularea covorului de cauciuc pe rolele de susţinere), dispozitive montate necorespunzător (apărătorile organelor de mişcare, dispozitive de curăţire a componentelor benzilor de transport ş.a) ; • frecare: angrenaje, lagăre ş.a ; • interacţiunea dintre forţele electromagnetice din interspaţiul rotor-stator al motoarelor; Pe lângă aceste surse de poluare, generate de procesele tehnologice de bază (excavarea, transportul şi depozitarea rocilor), un nivel de poluare fonică semnificativ este produs de utilaje cu acţiune discontinuă (excavatoare cu cupă şi

Revista Minelor nr. 2 / 2012

mijloace de transport auto) cu care se execută operaţiile tehnologice auxiliare (amenajări de drumuri, ripări şi prelungiri de benzi, lucrări de asecare ş.a.) Din punct de vedere al caracteristicilor constructiv-funcţionale utilajele din dotarea unei cariere sunt în general aceleaşi: excavatoare de tip 1400, 1300 şi 2000, benzi transportoare cu lăţimi de 1400÷2000 mm, maşini de haldat cu capacitate de 6300 -12500 m3/h, utilaje de depozit cu capacitatea mediu de 4000 t/h. Din acest considerent nivelul de zgomot produs în cariere este diferenţiat în funcţie de elementele geometrice (adâncimea, numărul de trepte), configuraţia morfologică a zonei, programul de lucru şi distanţele la care sunt situate localităţile limitrofe. Analiza impactului zgomotului în activitatea de extragere a lignitului din carierele cu tehnologii în flux continuu, se realizează în următoarele etape: • identificarea surselor de zgomot; • estimarea efectelor nocive ale zgomotului; • studierea şi implementarea soluţiilor de reducere a nivelului zgomotului la limitele admise. Rezultatele măsurării nivelului de zgomot în zona sudică a carierei Roşia de Jiu în luna februarie 2012 sunt prezentate sintetic în tabelul nr 1.


37

Tabel nr. 1. Nivelele de zgomot din cariera Roşia de Jiu Nivel de Locul efectuării măsurătorilor Limita Depăşire zgomot de zgomot admisă dB limită admisă măsurat dB (v.fig.1) (A) dB (A) (A) 2. 3. 4. 5. - la 40 m - punctul 1de măsurare 51,2 1,2 - la 30 m - punctul 2de măsurare 57 7 -la 30 m - puctul 3de măsurare 51,1 1,1 50 - la 30 - puctul 4de măsurare 54,2 4,2 -la 30 m -punctul 5 de măsurare 66,6 16,6 - la 40 m - punctul 6 de măsurare 64,6 14,6

Din datele prezentate rezultă ca s-au înregistrat depăşiri ale nivelului de zgomot în toate punctele de măsurare, respectiv de 7 dB în punctul 2 de măsurare, de 16, 6 dB în punctul 5 de măsurare, şi de 14,6 dB în punctul 6 de măsurare.[8] 4. Soluţii posibile pentru atenuarea zgomotului produs de sursele sonore din cariera Roşia de Jiu şi din zonele limitrofe Pentru stabilirea soluţiilor posibile de atenuare a zgomotului generat de sursele existente în cariera Roşia de Jiu este necesară analiza posibilităţilor de reducere a nivelului zgomotului la sursă, la receptor şi la calea de propagare (transmitere) în condiţiile concrete existente. 4.1. Reducerea nivelului de zgomot la sursă Problema reducerii nivelului de zgomot la sursă se abordează pe baza cauzelor care-l produc, disfuncţionalităţile componentelor grupurilor de acţionare (motor, reductor, cuplaj), a mecanismelor utilajelor (cu acţiune continuă şi discontinuă, a instalaţiilor de evacuare a apelor (pompelor) şi a maşinilor unelte). În legătură cu cauzele producerii zgomotului în aceste componente (lagăre, angrenaje, piese ale maşinilor electrice şi motoarelor cu combustie internă ş.a.) se fac următoarele precizări: - deficienţele de construcţie se elimină prin reproiectare; - deficienţele provocate de eforturile suplimentare se elimină prin optimizarea activităţii de întreţinere; - dereglările, uzura sau deformările elementelor impun înlocuirea componentei respective. Privind soluţiile de atenuare a zgomotului la utilajele cu acţiune continuă prin închiderea surselor respective în carcase fonoizolante trebuie

Observaţii 6.

T = -3,20C W = 97% Cer înnourat

precizat că posibilităţile sunt limitate, datorită restricţiilor: - practicarea în pereţii carcasei a unor deschideri; - demontarea carcasei cu ocazia intervenţiilor; - autorizarea acestei construcţii. Întrucât aceste restricţii diminuează etanşeitatea carcasei, eficienţa acesteia se reduce foarte mult, iar soluţia devine inoportună. Dimensiunile mari de gabarit ale grupurilor de acţionare a mecanismelor îngreunează foarte mult confecţionarea carcasei, punând probleme deosebite de siguranţă a personalului de control şi supraveghere. Dificultăţile de construcţie şi montaj a carcaselor, precum şi costurile necesare constituie motivele pentru care această soluţie nu este eficientă, atât din punct de vedere financiar cât şi al atenuării zgomotului. 4.2. Reducerea nivelului de zgomot la receptor Protejarea personalului propriu împotriva nivelelor de zgomot care depăşesc limitele admisibile se poate realiza prin: - asigurarea mijloacelor de protecţie individual (antifoane) autorizate de instituţii specializate; - examene medicale periodice de specialitate; - reducerea programului de lucru în zonele zgomotoase; - etanşarea cabinelor de adăpost (pentru personalul de supraveghere a benzilor de transport şi a staţiilor de pompe) şi a cabinelor de comandă (pentru excavatorişti); - etanşarea buncărelor de predare – primire a materialului. În baza reglementărilor legislative din domeniul siguranţei sănătăţii în muncă (Legea 319/2000) şi a protecţiei sociale (Legea sistemului public de pensii nr 19/2000), înlocuită cu Legea nr 216/ 2011 a fost stabilită metodologia de încadrare

Revista Minelor nr. 2 / 2012


38

a locurilor de muncă din activitatea minieră de suprafaţă, în grupa condiţiilor deosebite.[10] Această încadrare a fost fundamentată pe baza evaluării cumulului factorilor de risc specifici carierelor de lignit (nivelul noxelor, condiţiile nefavorabile de microclimate, suprasolicitarea fizică şi nervoasă). Programele de măsuri tehnice întocmite pe baza fişelor de sinteză a neconformităţilor dintre procesul de producţie şi mediul de muncă nu pot elimina / limita efectele factorilor de risc specifici activităţii din cariere, motiv pentru care reglementările respective nu pot fi considerate a avea caracter de protejare a personalului, ci unul de compensare. 4.3. Reducerea nivelului de zgomot pe calea de propagare Problema reducerii nivelului zgomotului pe calea de propagare se pune pentru populaţia din zonele expuse de pe cele două laturi ale carierei: - latura nordică, pe care sunt construite blocuri de locuinţe ale oraşului Rovinari şi gospodării aparţinând satului Roşia de Jiu situate la distanţe de 120 – 200 m; - latura sudică, pe care sunt amplasate gospodării aparţinând satului Roşia de Jiu situate la distanţe de 150 – 200 m; Pentru protejarea populaţiei din aceste zone, soluţiile de reducere a nivelului zgomotului produs de utilajele din dotarea carierei constau în: - mutarea depozitului de cărbune în afara zonei; - montarea ecranelor fonoizolante. 4.3.1. Mutarea depozitului de cărbune Mutarea depozitului de cărbune de pe amplasamentul actual a fost impusă ca soluţie de protejare a zonei, în urma rezultatelor măsurării noxelor, în cadrul bilanţului de mediu nivel II. Valorile noxelor măsurate au fost următoarele: - concentraţiile în aer ale pulberilor sedimentabile şi PM 10 depăşesc limitele admise cu valoarea de 5,04 mg/kg şi a concentraţiei totale de metalelor grele în sol este la limita pragului de intervenţie; - nivelul de zgomot echivalent depăşeşte limita maximă admisă, cu 12-14%. Întrucât prin reducerea concentraţilor noxelor din zona depozitului de cărbune nu existau condiţii pentru aplicarea soluţiilor tehnice, teren nefavorabil montării ecranelor fonoizolante şi necorelarea dimensiunilor acestora cu înălţimea blocurilor, s-a adoptat măsura montării acestuia, condiţionând eliberarea autorizaţiei de mediu prin includerea măsurii în programul de conformare al carierei.

Revista Minelor nr. 2 / 2012

Programul de mutare a depozitului din poziţia actuală, se va realiza pe baza unui studiu întocmit de proiectant, cu analiza a două variante, în funcţie de posibilităţile de corelare cu depozitul de cărbune al carierei Pinoasa. Soluţia de mutare a depozitului propune costuri foarte mari necesare achiziţionării bazei materiale necesare montării în avans a transportoarelor, deplasării utilajelor de depozit ş.a. Aplicarea acestor soluţii prezintă următoarele avantaje: - noul amplasament se află la distanţe mari de locuinţe; - condiţiile geomorfologice ale noii zone asigură posibilităţi de atenuare a zgomotului şi a celorlalte noxe; - se întrerupe lanţul frecventelor amenzi date exploatării miniere şi CET Rovinari, dar nu în urma controlului ci sesizărilor localnicilor. 4.3.2. Montarea ecranelor fonoizolante Protejarea proprietarilor gospodăriilor situate în apropierea limitei sudice a carierei Roşia de Jiu se poate realiza cu ajutorul unui ecran fonoizolant. Aliniamentul şi distanţele corespunzătoare nivelului atenuării dorite se stabilesc în condiţiile morfologiei terenului, şi evaluării zgomotului după normele admise. Ì Stabilirea amplasamentului ecranului Configuraţia terenului în zona expusă poluării fonice este rezultatul morfologiei locale şi lucrărilor miniere executate pe această latură a carierei: - diferenţa de nivel (cca 4 m) faţă de vatra satului; - porţiunea de versant situată în afara limitei carierei; - pilierul de siguranţă pe care sunt montate două transportoare fixe; Pentru asigurarea condiţiilor de montare a ecranului (fundaţiei), aliniamentul acestuia urmăreşte terenul cu diferenţe mici de nivel având forma corespunzătoare conturului carierei şi lungimea de cca 640 m. (fig.2.) Ì Stabilirea distanţei faţă de sursă şi de receptor Distanţele ecran – sursă şi ecran – receptor rezultate prin alegerea aliniamentului, corespund eficacităţii ecranului, întrucât: - distanţa dintre ecran şi sursă (excavator tip 1400) este de 60÷90 m, contactul dintre acesta şi versant fiind etanş; - toate gospodăriile (receptor) sunt situate în zona protejată de ecran - cea în care nu se interferează undele sonore directe cu cele de difracţie fig.3.[1]


39

Fig.2. Amplasarea ecranului fonoizolant

Fig. 3 Reflexiile şi difracţiile care apar în cazul unui ecran acustic Configuraţia terenului, limita perimetrului de exploatare şi gruparea gospodăriilor impun: • distanţa între ecran şi sursă: 90 m; • distanţa între ecran şi gospodării: 120 m; • lungimea ecranului: 2 trosnoane de circa 410 m, respectiv de 230 m. Înălţimea panourilor care alcătuiesc ecranul se stabilesc prin calcul, în funcţie de: - nivelul de atenuare impus ( ΔL ); - distanţele dintre ecran şi sursă (l1), respectiv receptor (l2); - spectrul de frecvenţe al sursei de zgomot (f); - elementele dimensionale, suprafaţa ecranului (Sc); - raza cercului echivalent acestei suprafeţe (r0) În literatura de specialitate [3] au fost stabilite schema geometriei dimensiunilor ecranului, fig 4., şi relaţia de calcul (1) pentru nivelul atenuării frecvenţei 500- 1000 dB.

ΔL = 20 lg⋅

l1 ⋅ l 2 ⎡ f ⎤ + 2,5⎢ − 1⎥ (dB) (1) h1 ⋅ h2 ⎣ 500 ⎦

unde: l1, l2 - distanţa ecran ÷ sursă, respectiv ecran ÷ receptor; f - frecvenţa zgomotului; r0 - înălţimea măsurată de la nivelul receptorului. Sc - suprafaţa ecranului;

Fig. 4. Ecran acustic h1 =

l12 + r02 ; h2= l 22 + r02 ; r0=

Sc

π

Dimensiunile ecranului se calculează în următoarele ipoteze: sursa şi receptorul se află la acelaşi nivel; influenţa condiţiilor naturale este neglijabilă; frecvenţa sunetelor este de 500 Hz; înălţimea maximă a panoului nu va depăşi 6 m (înălţimea corespunzătoare rezistenţei la vânt). Înlocuind aceste valori în relaţia (1) (pentru ΔL se ia în calcul diferenţa cea mai mare-16,6 între nivelul de zgomot măsurat şi limita admisă) rezultă r0 = 4,8 m. La valoarea r0 calculată, se adaugă înălţimea medie a receptorului 1,75 m şi se obţine înălţimea ecranului 5,5, m.(fig. 5). Amplasamentul de montaj a l ecranului se află la cca 90 m de sursele sonore şi la cca 120 m de gospodării. Revista Minelor nr. 2 / 2012


40

Fig. 5. Execuţia panoului fonoabsobant 5. Concluzii Necesitatea reducerii nivelului zgomotului se impune din motive sociale şi economice, efectele nocive ale acestuia având urmări grave asupra sănătăţii şi activităţii omului. Alegerea şi implementarea soluţiilor de combatere a zgomotului se realizează în condiţiile analizei componentelor sistemului sursă acustică - cale de propagare – receptor. Mijloacele de protecţie împotriva zgomotului prezentate în literatura de specialitate [6], constau în atenuatoare de zgomot, carcase fonoabsorbante şi ecrane fonoizolante. Eficienţa acestor mijloace este de modul de execuţie şi condiţiile de montaj existente (distanţele de amplasare fată de sursă şi de receptor, restricţiile impuse de normele de siguranţă ş.a.). În condiţiile specifice din carierele de lignit cu tehnologii în flux continuu (utilaje cu caracteristici constructive - funcţionale complexe), soluţiile de montare a atenuatoarelor de zgomot şi carcaselor fonoabsorbante nu sunt eficiente. Pentru diminuarea nivelului zgomotului produs de sursele existente în cariera Roşia de Jiu (studiu de caz) sunt posibile două soluţii: a) mutarea depozitului de cărbune de pe amplasamentul actual (situat la distanţe de 90120 m faţă de blocurile oraşului Rovinari); b) montarea unui ecran fonoizolant, în lungime de 600 m, pentru protecţia gospodăriilor situate pe latura sudică a carierei. Pentru determinarea dimensiunilor ecranului fonoizolant am utilizat procedeul de calcul recomandat de literatura de specialitate [3], în funcţie de distanţele de montaj impuse de condiţiile existente. La nivelul unităţilor miniere se aplică măsuri de diminuare a zgomotului (carcasarea buncărelor de predare de pe circuitele de benzi, reorientarea utilajelor în zone situate la distanţe mari faţă de localităţi, plantarea unor perdele de

vegetaţie ş.a.). Nivelele de zgomot peste normele admisibile, rezultate în urma măsurătorilor efectuate dovedesc insuficienţa acestor măsuri. Pentru personalul propriu, unităţile miniere sunt obligate să asigure echipament individual de protecţie auditivă şi izolarea cabinelor de comandă, a căror eficienţă nu asigură confortul acustic. Bibliografie 1. Andreescu, L. Contribuţii la studiul propagării şi limitării zgomotului în instalaţii, Teză de doctorat, Universitatea din Bucureşti, 2010. 2. Buioca, D. C. Zgomotele şi poluarea sonoră, Editura Universitas, Petroşani 2004. 3. Darabont, A., Vaiteanu., D. Combaterea poluării sonore si a vibraţiilor, Editura Tehnică, Bucuresti, 1975. 4. Grumăzescu,M. ş.a. Combaterea zgomotului şi vibratiilor, Editura Tehnica, Bucuresti, 1964. 5. Ivancu, I. Analiza capacităţilor de producţie în carierele din zona Olteniei în condiţiile folosirii eficiente a dotărilor existente, Teză de doctorat, Petroşani 2006. 6. Mitran, R. Situaţia actuală privind activităţile antropice din Bazinul Minier Rovinari, Raport nr 1, Teză de Doctorat, Petroşani 2011. 7. Mitran, R. Evaluarea impactului activităţilor antropice din Bazinul Minier Rovinari asupra mediului înconjurător cu referire specială asupra poluării fonice din acest bazin, Raport nr 2, Teză de Doctorat, Petroşani 2011. 8. Mitran, R. Soluţii privind reducerea poluării fonice a zonelor afectate de activităţile antropice din Bazinul Minier Rovinari, Raport nr 3, Teză de Doctorat, Petroşani 2012. 9. Agenţia Naţională pentru Protecţia Mediului, Tg.Jiu. 10. Legea Protecţiei Mediului nr. 137/1995, Monitorul Oficial al României, Anul XII, nr.70, Februarie 2000.

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Mircea Georgescu Revista Minelor nr. 2 / 2012


41

CONSOLIDAREA TALUZURILOR ŞI VERSANŢILOR CU AJUTORUL PLĂCILOR DIN BETON, ANCORATE Adrian Alexandru DRESCHER*, Vlad Alexandru FLOREA* Cuvinte cheie: consolidare, versanţi, plăci din beton, ancore. 1. Introducere Consolidarea taluzurilor şi versanţilor în roci stâncoase fisurate şi alterate se poate realiza prin susţinerea lor cu plăci din beton armat, ancorate, care se montează pe măsura adâncirii săpăturii (si care se efectuează în etape). Ancorele sunt elemente constructive introduse într-un masiv de roca pentru a prelua forţele ce se pot dezvolta în teren, pe direcţia lor, sau transversal pe acesta, (în cazul ancorelor denumite pasive), sau pentru a transmite eforturi de compresiune, în cazul ancorelor pretensionate, care sunt denumite active. O ancoră se compune din trei părţi: capul ancorei, corpul ancorei (tendonul) şi rădăcina ancorei. Capul ancorei este folosit la fixare pe suprafaţa roci prin intermediul unei plăci. Corpul ancorei uneşte capul cu rădăcina ancorei(rădăcina ancorei este capătul interior ce se foloseşte la fixarea ei în masivul de rocă). Uneori se foloseşte o combinaţie de ancore lungi care se tensionează şi ancore scurte pasive ce susţin o plasă metalică sau de material plastic care se acoperă cu beton torcretat. Consolidarea unor taluzuri existente (fig. 1) instabile, prin fixarea masei superficiale cu tiranţi, care au rădăcini fixate în roca de bază, îmbunătăţeşte stabilitatea acestora.

Fig.1. Asigurarea stabilităţii unui taluz existent prin ancore lungi

2. Executarea lucrărilor cu tiranţi pretensionaţi Ancorajele pretensionate se pot realiza cu instalaţia(fig.2) de foraj CMV K1200 (2,80 lăţime la şenile) şi cu pompa de injecţie DRAKOS, parcurgând câteva etape: - perforarea găurilor; - realizarea ancorelor; - fixarea ancorelor; - tensionarea ancorelor; - injectarea forajelor. Forajele rotative, se execută sub unghiurile proiectate, la diametrul minim de 133 mm (tubat sau netubat), în funcţie de terenul interceptat. În timpul forării se fac observaţii continue, asupra detritusului evacuat şi a nivelului apei subterane, iar lungimea forajului trebuie să fie cu 510 cm. mai mare decât adâncimea pe care se introduce tirantul de ancorare. Principalele elemente componente ale tiranţilor (fig.3) sunt: - sârma din oţel SBP l 07mm; - tub riflat neperforat din PVC în zona bulbului ancorajului; tub lis din PVC pentru protecţia zonei libere a tirantului; - cleme (bride) de otel pentru strângerea firelor SBP între doi distanţieri; - tuburi interioare şi exterioare din PVC pentru injectare; - tub din PVC pentru aerare interioară; - centrori (distanţieri) exteriori din PVC - ancoraj cu cap tip cornet; - pană de blocare din beton pentru menţinerea efortului în ancoră; - conuri de blocare; - placa de repartiţie; placa de ancoră; - bucşa - capac metalic; - obturator de separare a bulbului. Injectarea forajelor pentru tiranţii muttifllari, precum şi tensionarea lor se realizează (fig.4,5) după cum urmează: - injectarea exterioară de-a lungul întregii ancore, se face după tensionarea tirantului (min. 14 zile de la injectarea interioară), ascensional prin tubul de injecţie exterioară; - injectarea interioară a bulbului tirantului se execută prin tubul interior de injecţie.

_____________________________ * Dr.ing. Universitatea din Petroşani Revista Minelor nr. 2 / 2012


42

Fig.2. Forare găuri (perforare gaură)

Fig.3. Realizarea ancorelor

Fig.4. Montarea şi fixarea ancorelor Revista Minelor nr. 2 / 2012


43

Fig.5. Tensionarea ancorelor 3. Costuri comparative ale lucrărilor de consolidare ale versanţilor Varianta I :Lucrări de consolidare şi protecţie cu zid de sprijin din beton Preţ Nr. Cod nr. Descrierea lucrărilor UM Cantitate unitar Crt (lei) 3 1 E4b Săpătură cu sprijiniri pentru fundaţia zidului m 5610.0 17845 2 E4 Săpătură în deblee - teren foarte tare m3 3200.0 17845 3 F1 Săpătură în stâncă în spaţii largi, fără explozivi - m3 1380.0 87.634 rocă dură 4 E5a Umplutură cu pământ provenit din deblee m3 1530.0 6.579 5 2 C10a Beton C12/15 în fundaţii m3 1940.0 399.51 3 6 2B 15b Beton C16/20 în elevaţii m 2940.0 211.60 7 2 B 11 Cofraje m2 2800.0 32.46 8 2 C 9 b Armătura PC 52 t 1.6 3076.4 3 9 2B 17a Dren din piatră brută m 1260.0 108.57 10 T2 Geotextil m2 890.0 17.63 11 T1 Barbacane m 360.0 18.49 2 12 C.4b Pereu zidit m 380.0 96.105 13 2 B 28 Ancore de oţel L = 2m m 600.0 86 14 2 B 28 b Ancore de fixare 2 " buc 300.0 43 2 15 2 C 9 c Plase ancorate m 1800.0 83.85 Total Rezultă un cost de: 2192307.7:152m=14615,38 lei/m liniar de versant

Valoare totală (lei) 100110.45 157104 120934 10065.87 775055.2 622112.8 90.902 4922.3 136804.5 15690.7 6656.4 36520 51600 12900 150930 2192307.7

Revista Minelor nr. 2 / 2012


44

Varianta II: Lucrări de consolidare şi protecţie cu plăci din beton armat ancorate şi zid de sprijin din beton Nr. crt

Cod nr.

1 2 3

E4b E4 F1

4 5

E5a 2 C10a1

6 2 C10a 7 2 B 15b 8 2 C10a1b 9 2 B 11 10 2 C 9 a 11 2 C 9 b 12 C.4b 13 T2 14 T1 15 2 A 5 16 2 B 28a 17 2 B 28b 18 2 B 28c 19 2 B 28 20 2 B 28 b 21 2 C 9 c Total

Descrierea lucrărilor

600.0 1100.0 470.0

17845 17845 87634

Valoare totală (lei) 10707 19629 41187

400.0 440.0

6.58 211.52

2632 93067

380.0 190.0 315.0 1005.0 20.7 18.4 67.0 103.0 50.0 35.0 55.0 165.0 55.0 600.0 300.0 1800.0

399.51 211.60 211.60 32.46 2866.25 3076.43 108.575 17.63 18.49 22.35 3191.1 4254.8 4786.6 86 43 83.85

151815 40204 66655 32627.3 59331.4 56606.40 7274.5 1815.9 924.5 96105 175511.3 702043.15 263263 51600 12900 150930 1944088

UM Cantitate

Săpătură cu sprijiniri pentru fundaţia zidului m3 Săpătură în deblee - teren foarte tare m3 Săpătură în stâncă în spatii largi, fără explozivi - m3 rocă dură Umplutură cu pământ provenit din deblee m3 Beton clasa C8/10 în umplutura din spatele m3 plăcilor Beton C12/15 în fundaţii m3 Beton C16/20 în elevaţii m3 Beton clasa C20/25 în plăcile prefabricate m3 Cofraje m2 Armătură OB 37 t Armătură PC 52 t Dren din piatră brută m3 Geotextil m2 Barbacane m Pereu zidit m2 Ancore din SBP7 L = 12m buc Ancore din SBP7 L = 16m buc Ancore din SBP7 L = 18m buc Ancore de oţel L = 2m m Ancore de fixare 2 " buc Plase ancorate m2

Preţ unitar (lei)

Rezultă un cost de: 1944088:150m=12960,60 lei/m liniar de versant 4. Concluzie Soluţia de consolidare, parţială, cea cu placi prefabricate din beton armat, a versantului unei căi rutiere, poate fi considerată ca optimă, atât din punct de vedere tehnic cât şi economic, având un cost mai mic, de 12960,60 lei/m liniar de versant, faţă de 14615,38 lei/m liniar de versant, ceea ce înseamnă o reducere cu 11,3% a costului.

Bibliografie 1. Arad, V. Mecanica rocilor, Editura Didactică şi Pedagogică, Bucureşti, 2004 2. STAS 6657/2-89 Elemente prefabricate din beton , beton armat şi beton precomprimat Reguli şi metode de verificare a calităţii 3. STAS 3300/1-85 Teren de fundare – Principii generale de calcul 4. SR 1500:1996 Cimenturi compozite uzuale de tip II, III, IV şi V

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Iosif Kovacs

Revista Minelor nr. 2 / 2012


45

MONITORIZAREA DEPLASĂRII SUPRAFEŢEI TERENULUI UTILIZÂND TEHNOLOGIA GPS - METODA RTK - LA MINA LIVEZENI George POPESCU*, Dacian Paul MARIAN* Abstract Mina Livezeni se situează în estul bazinului carbonifer Valea Jiului. Fenomenele de deplasare şi deformare a suprafeţei pământului continuă să prezinte un interes important în efectele asupra mediului şi asupra protejării construcţiei actuale. Cercetările din domeniu au dus la concluzia că prin monitorizarea suprafeţelor afectate de mineritul în subteran se pot face previziuni pe termen scurt, mediu şi lung asupra fenomenului analizat. Aceste previziuni pot sta la baza viitoarelor studii pentru dezvoltarea durabilă a regiunilor afectate de mineritul în subteran. În istoria mineritului, topografia a reprezentat o

componentă importantă. Metodele moderne topogeodezice de studiu a deplasării suprafeţelor pământului în regiunile miniere reprezintă o premisă a monitorizării fenomenului pe viitor. Lucrarea prezintă metoda de monitorizare a suprafeţei folosită la mina Livezeni. 1. Descrierea perimetrului minei Livezeni Perimetrul minei Livezeni este situat în partea estică a depresiunii Petroşani şi este cuprins de perimetrele Petrila şi Petrila Sud în partea nordică, Sălătruc la sud, Dâlja şi Iscroni la vest, Lonea la est. (Fig. 1) [1].

Fig. 1. Bazinul minier Valea Jiului 2. Monitorizarea fenomenului de deplasare a suprafeţei în cazul minei Livezeni prin metoda RTK Pentru urmărirea deplasării suprafeţei terenului utilizând tehnologia GPS – metoda RTK – pe planul general al minei (vezi fig. 5.1), pe care să fie puse în evidenţă zonele exploatate, au fost proiectate aliniamentele după care se doreşte a se efectua urmărirea fenomenului de subsidenţă şi distanţa dintre punctele de urmărire (Fig. 2). [7], [8]. _____________________________ * Dr.ing. Universitatea din Petroşani

Astfel, au fost proiectate 4 aliniamente de urmărire şi anume [8]: - un aliniament transversal T1 – T1 format din 24 de repere de urmărire, distanţa dintre acestea fiind de aproximativ 50m; - 3 aliniamente longitudinale L(3-4) – L(3-4), L5 – L5 şi L6 – L6 amplasate în centrul fiecărui panou în parte pe direcţia de avansare a frontului de abataj. Aceste aliniamente sunt formate din 20 de repere fiecare, distanţa dintre acestea fiind de asemenea de aproximativ 50m. S-au citit coordonatele punctelor ce formează aliniamentele de urmărire şi au fost introduse punctele, cu coordonatele aferente, în memoria GPS-ului (pe cardul de memorie). Revista Minelor nr. 2 / 2012


46

Prin programul de trasare (09 Stakeout) la măsurătoarea de bază, care a avut loc în data de 15.09.2010, au fost trasate punctele ce formează aceste aliniamente, măsurând totodată cota acestora [6].

Reprezentarea cotei terenului în funcţie de distanţa dintre repere, pentru fiecare aliniament în parte, este prezentată grafic în figurile 3, 4, 5 şi 6.

Fig. 2 Proiectarea aliniamentelor de urmărire a deplasării suprafeţei 840 830 820 Cota - Z (m)

810 800 790 780 770 760 750 0

200

400

600 Distanţa - D o (m)

800

1000

Fig. 3. Configuraţia terenului în profilul transversal T1 – T1 Revista Minelor nr. 2 / 2012

1200


47 830

820

Cota - Z (m)

810

800

790 780

770 0

100

200

300

400

500

600

700

800

900

1000

900

1000

900

1000

Distanţa - D o (m)

Fig. 4 Configuraţia terenului în profilul longitudinal L(3-4) – L(3-4) 840 830

Cota - Z (m)

820 810 800 790 780 0

100

200

300

400 500 600 Distanţa - D o (m)

700

800

Fig. 5 Configuraţia terenului în profilul longitudinal L5 – L5 850 840

Cota - Z (m)

830 820 810 800 790 780 770 0

100

200

300

400

500

600

700

800

Distanţa - D o (m)

Fig. 6 Configuraţia terenului în profilul longitudinal L6 – L6

Revista Minelor nr. 2 / 2012


48

Pentru a surprinde deplasarea terenului a doua măsurătoare (tabel 1) a fost efectuată după 6 luni, în data de 19.03.2011 [8]. Cu ajutorul relaţiei 1 a fost calculată scufundarea apărută la suprafaţa terenului pentru fiecare reper al aliniamentelor de urmărire.

S i = H i* − H i

[mm]

(1) În tabelul 1 sunt redate distanţa cumulată şi scufundarea fiecărui reper în parte.

Tab. 1. Scufundarea măsurată Profil longitudinal L(3-4) - L(3-4) Profil transversal T1 – T1 Dcum (m) S (mm) Dcum (m) S (mm) Nr. reper Nr. reper 1 0,000 6 25 0,000 17 2 50,086 21 26 50,104 45 3 100,218 86 27 100,207 92 4 150,392 142 28 150,318 132 5 200,504 168 29 200,429 153 6 250,639 206 30 250,503 187 7 300,771 242 31 300,993 199 8 350,923 296 32 350,707 234 9 401,079 319 33 400,824 248 10 441,134 317 34 450,914 257 11 491,415 315 17 501,060 266 12 541,681 313 35 551,144 251 13 591,979 309 36 601,256 222 14 637,436 301 37 651,349 189 15 687,564 299 38 701,454 165 16 737,644 278 39 751,545 125 17 787,738 266 40 801,671 89 18 837,849 248 41 851,749 62 19 887,931 216 42 901,875 35 20 938,027 197 43 951,975 9 21 988,132 151 22 1038,259 102 23 1088,331 74 24 1138,429 14 Profil longitudinal L5 - L5 Dcum (m) S (mm) Nr. reper 44 0,000 21 45 50,279 52 46 100,535 84 47 150,813 145 48 201,096 189 49 251,346 205 50 301,618 243 51 351,890 274 52 402,173 285 53 452,466 299 13 502,709 309 54 552,992 286 55 603,265 267 56 653,539 210 57 703,799 178 58 754,072 154 59 804,358 121 60 854,640 103 61 904,921 68 62 955,189 16 Revista Minelor nr. 2 / 2012

Profil longitudinal L6 - L6 Dcum (m) S (mm) Nr. reper 63 0,000 9 64 50,161 17 65 100,253 37 66 150,432 55 67 200,553 89 68 250,704 153 69 300,837 196 70 350,996 231 71 401,123 266 72 451,238 302 9 501,374 325 73 551,539 319 74 601,672 297 75 651,845 245 76 701,949 201 77 752,058 168 78 802,187 123 79 852,356 93 80 902,492 45 81 952,603 17


49

În figurile 7 – 10 este reprezentată scufundarea apărută la suprafaţa terenului ca urmare a

exploatării subterane pentru fiecare aliniament de urmărire în parte.

Distanţa cumulată- D cum (m) 0

200

400

600

800

1000

1200

Scufundarea - S (mm)

0 50 100 150 200 250 300 350

Fig. 7. Scufundarea terenului măsurată în aliniamentul transversal T1 – T1 0

100

200

300

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 500 600

700

800

900

1000

Scufundarea - S (mm)

0 50 100 150 200 250 300

Fig. 8 Scufundarea terenului măsurată în aliniamentul longitudinal L(3-4) – L(3-4) Distanţa cumulată - D cum (m) 0

100

200

300

400

500

600

700

800

900

1000

Scufundarea - S (mm)

0 50 100 150 200 250 300 350

Fig. 9 Scufundarea terenului măsurată în aliniamentul longitudinal L5 – L5

Revista Minelor nr. 2 / 2012


50

0

100

200

300

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 500 600

700

800

900

1000

Scufundarea - S (mm)

0 50 100 150 200 250 300 350

Fig. 10 Scufundarea terenului măsurată în aliniamentul longitudinal L6 – L6 În continuare, se va face aproximarea statistică a măsurătorilor cu ajutorul funcţiilor de profil. 3. Aproximarea statistică a măsurătorilor de la mina Livezeni În anul 1981, Peng şi Chen au dezvoltat următoarea funcţie negativă a profilelor de scufundare, de-a lungul secţiunii transversale principale a bazinului de scufundare [2], [3], [4], [5]: (2) S ( x ) = S max ⋅ A b

unde: A = e − a ⋅ z ; Smax maximă; a, b sunt constante; z 0

200

este scufundarea x ; xaeste distanţa =

orizontală de la origine (care este localizată în centrul profilului de scufundare); s reprezintă jumătate din lăţimea bazinului de scufundare. [2], [3]. Pentru a obţine albia de scufundare completă, relaţia (2) trebuie aplicată de două ori, pentru partea stângă şi pentru partea dreaptă a albiei de scufundare, obţinând coeficienţi diferiţi pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare: as, bs şi ad, bd. Aplicând în acest mod relaţia lui Peng şi Chen în cazul albiei de scufundare măsurate cu ajutorul tehnologiei GPS – metoda RTK – la mina Livezeni rezultă [8]:

s

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 600

800

1000

1200

0

Scufundarea - S (mm)

50 100 150 200 250 300

Scufundare Măsurată

350

Peng&Chen Dreapta Peng&Chen Stânga

Fig. 11 Aproximarea statistică a scufundării măsurate pe aliniamentul transversal T1 – T1 0

100

200

300

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 500 600

700

800

900

1000

Scufundarea - S (mm)

0 50 100 150 200 250

Scufundare Măsurată

300

Peng&Chen Dreapta Peng&Chen Stânga

Fig. 12 Aproximarea statistică a scufundării măsurate pe aliniamentul longitudinal L(3-4)–L(3-4) Revista Minelor nr. 2 / 2012


51

0

100

200

300

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 500 600

700

800

900

1000

0

Scufundarea - S (mm)

50 100 150 200 250 300

Scufundare Măsurată Peng&Chen Dreapta

350

Peng&Chen Stânga

Fig. 13 Aproximarea statistică a scufundării măsurate pe aliniamentul longitudinal L(5)–L(5) 0

100

200

300

Distanţa cumulată - D cum (m) 400 500 600

700

800

900

1000

0

Scufundarea - S (mm)

50 100 150 200 250 300

Scufundare Măsurată

350

Peng&Chen Dreapta Peng&Chen Stânga

Fig. 14 Aproximarea statistică a scufundării măsurate pe aliniamentul longitudinal L(6)–L(6) După cum se poate observa funcţia de profil elaborată de către Peng şi Chen aproximează foarte bine albia de scufundare măsurată. Coeficienţii obţinuţi pentru fiecare jumătate a albiei de

scufundare, calculată în parte, precum şi coeficientul de determinare R2 sunt prezentate în tabelul 2.

Tab. 2

Aliniament Transversal T1 - T1 Longitudinal L(3-4) - L(3-4) Longitudinal L5 - L5 Longitudinal L6 - L6

Coeficienţi stânga

as 2,466918 2,039848 2,212215 3,303316

bs 1,865147 2,490492 2,605919 1,938924

4. Concluzii În cazul de faţă urmărirea deplasării şi deformării suprafeţei terenului la mina Livezeni se realizează prin intermediul unor aliniamente paralele cu direcţia respectiv înclinarea stratului exploatat şi pe

Coeficienţi dreapta

ad 0,243559 2,437138 1,917403 2,346315

bd 4,077078 1,897701 1,624931 2,064628

Coeficient de determinare 2 Rs Rd2 0,992548 0,998375 0,996767 0,998286 0,997625 0,995918 0,997932 0,998539

cât posibil în centrul golului rezultat în urma exploatării. În aceste aliniamente au fost efectuate 2 măsurători (măsurătoarea de bază şi o a doua măsurătoare, efectuată după 6 luni, care să Revista Minelor nr. 2 / 2012


52

surprindă mişcarea terenului), utilizând tehnologia GPS metoda de măsurare RTK. Această metodă de monitorizare a fenomenului de subsidenţă poate fi uşor de aplicat în locurile în care relieful terenului o permite. De asemenea metoda poate fi aplicată şi cu ajutorul unei staţii totale însă modul de efectuare a măsurătorilor este ceva mai complicat. Deşi metoda RTK este uşor de aplicat, ea prezintă şi unele dezavantaje (dezavantajele tehnologiei GPS) printre care, poate cele mai importante sunt: preţul ridicate de achiziţie a acestei tehnologii, o precizie ceva mai scăzută decât în cazul metodelor clasice (nivelment, etc.). Întrucât prin această metodă, punctele care formează aliniamentele de urmărire nu au fost materializate, deplasarea orizontală şi ceilalţi parametrii derivaţi nu pot fi determinaţi. În lucrarea de faţă pentru aproximarea statistică a măsurătorilor efectuate în cazul minei Livezeni, prin intermediul tehnologiei GPS – metoda RTK –, a fost utilizată funcţia de profil elaborată de către Peng şi Chen în anul 1981. Această funcţie de profil poate fi aplicată doar pentru jumătate din albia de scufundare, plecând de la scufundarea maximă spre zero. În cazul lucrării de faţă această funcţie de profil a fost aplicată de două ori, pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare în parte. Aplicată în acest fel, pentru albiile de scufundare măsurate în cele 4 aliniamente de urmărire de la mina Livezeni, funcţia de profil elaborată de către Peng şi Chen a dus la următoarele rezultate: - în cazul aliniamentului transversal T1 – T1 – coeficienţii de determinare obţinuţi pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare sunt: Rs2 = 0,993 respectiv Rd2 = 0,998; - în cazul aliniamentului longitudinal T(3-4) – T(3-4) – coeficienţii de determinare obţinuţi pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare sunt: Rs2 = 0,997 respectiv Rd2 = 0,998; - în cazul aliniamentului longitudinal T5 – T5 – coeficienţii de determinare obţinuţi pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare sunt: Rs2 = 0,998 respectiv Rd2 = 0,996;

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Eugen Cozma

Revista Minelor nr. 2 / 2012

- în cazul aliniamentului longitudinal T6 – T6 – coeficienţii de determinare obţinuţi pentru fiecare jumătate a albiei de scufundare sunt: Rs2 = 0,998 respectiv Rd2 = 0,999; În consecinţă funcţia de profil elaborată de către Peng şi Chen oferă rezultate foarte bune. Bibliografie 1. Bălă, A. Perfecţionarea metodelor de urmărire a mişcării suprafeţelor situate în zonele miniere, Teză de Doctorat, Universitatea din Petroşani, 2008. 2. Marian D.P. Analiza stabilităţii terenului de la suprafaţă sub influenţa exploatării stratelor de cărbuni cu înclinare mică şi medie din bazinul Văii Jiului, Teză de doctorat, Universitatea din Petroşani, 2011. 3. Marian D.P. Urmărirea topografică şi analiza deformării suprafeţei terenuluiafectat de exploatarea subterană, Editura Universitas, Petroşani, 2012. 4. Peng, S.S. Coal Mine Ground Control, John Wiley and Sons, New York, 1986, pp. 420-460. 5. Peng, S.S., Chen, D.W. Analysis of Surface Subsidence Parameters Due to Underground Longwall Mining in the Northern Appalachian Coalfield, Department of Mining Engineering, West Virginia University, 1981. 6. Popescu, G., Marian, D.P. Tehnici şi tehnologii moderne utilizate în monitorizarea fenomenului de subsidenţă, Sesiunea de comunicări ştiinţifice studenţeşti ediţia XI-a, Universitatea „1 Decembrie 1918”, Alba Iulia, 8-9 aprilie 2011. 7. Popescu, G., Dima, N. Monitoring the phenomenon of displacement and surface deformation using topographical Methods at Livezeni Mine, Proceeding of the 11th International Multidisciplinary Scientific GeoConference & Expo, SGEM 2011,Bulgaria. 8. Popescu, G. Perfecţionarea metodelor actuale de monitorizare a mişcării suprafeţelor în zonele miniere, Teză de doctorat, Universitatea din Petroşani, 2001.


53

EVALUAREA EROZIUNII PE AMPLASAMENTUL DEPOZITULUI DE DESEURI RADIOACTIVE SALIGNY Mihai-Alexandru SAMOILǍ* Abstract Realizarea centralei nucleare de la Cernavodă a generat necesitatea construirii unui depozit de deşeuri slab şi mediu radioactive. Alegerea unei locaţii pentru realizarea depozitului nu a fost aleatorie, potenţialele amplasamente fiind propuse în urma unei analize multicriteriale. Criteriile cele mai importante au fost de natură geologică, hidrogeologică şi economică. Deoarece zona Dobrogei întrunea un procent mare din aceste condiţii, aria de investigare a fost redusă la acest teritoriu. Au fost analizate 37 de potenţiale amplasamente (GEOTEC, 1993) care au beneficiat de un set minim de investigaţii specifice. În urma acestor studii a fost propus ca locaţie finalã amplasamentul Saligny, situat în zona de excludere a reactorului 1 de la CNE Cernavodă. În următoarea etapă s-a trecut la investigarea de mare detaliu a amplasamentului prin lucrări inginereşti specifice unor astfel de investiţii. Una din aceste lucrări a vizat estimarea eroziunii amplasamentului, investigaţie necesară datorită perioadei mari, 300 de ani, de exploatare a depozitului. Prin eroziune se întelege procesul de degradare fizică şi chimică a solurilor şi a rocilor, caracterizat prin desprinderea particulelor neconsolidate şi transportul lor sub acţiunea apei din precipitaţii şi a vântului. Metodele şi modelele de estimare şi măsurare a eroziunii au cunoscut o permanentă evoluţie în timp, multe dintre ele bazându-se în prezent pe experimente in situ. Pentru amplasamentul Saligny eroziunea a fost estimată pe baza metodei RUSLE (Renard et al., 1987), dar şi pe baza masurătorilor în laborator prin metoda PINHOLE (Walker & Jermy, 1997). Cuvinte cheie: eroziune, metoda RUSLE, pinhole, dispersivitate. 1. Estimarea eroziunii prin metoda RUSLE Derivată din metoda USLE „Universal Soil Loss Equation” (Wischmeier and Smith, 1965), metoda RUSLE „Revised Universal Soil Loss Equation” (Renard et al., 1987), estimează eroziunea pe baza următoarei formule: A = (R)(K)(LS)(C)(P), unde: A = pierderea potenţială medie anuală de sol pe termen lung (tone/acru/an); R = factorul precipitaţii şi scurgere de suprafaţă într-o locaţie dată; K = factorul de erodabilitate a solului; LS = factorul gradient pantă-lungime a versantului; C = factorul de acoperire cu vegetaţie; P = factorul de practică agricolă _____________________________ * Drd.ing. Universitatea din Bucureşti

Factorul precipitaţii şi scurgere de suprafaţă (R) Factorul R reprezintă eroziunea anuală medie dată de precipitaţii (potenţialul solului de a fi spălat în timpul precipitaţiilor şi a furtunilor). Este un parametru care poate fi calculat în funcţie de energia cinetică totală a furtunii (E), intensitatea maximă a furtunii într-o perioadă de 30 de minute (in/hr) şi numărul de furtuni în fiecare an. Măsurătorile trebuie să se întindă pe un minim de 22 de ani. Formula de calcul propusã de Wischmeier în 1959 este:

R=

1 n ⎡m ⎤ ( E )( I 30 ) k ⎥ ; ∑ ∑ ⎢ n j =1 ⎣ k =1 ⎦

unde: R = puterea de eroziune a ploii (MJmm/ha/an); I30 = intensitatea maximă a furtunii în decurs de 30 minute (mm/h); j = numărul anilor ce intră în calcul medie; k = numărul de furtuni din fiecare an; n = numărul de ani folosiţi pentru a afla R mediu; E = energia cinetică totală a furtunii (MJ/ha), se calculează cu următoarea formulă, propusă de Renard, et al. 1987;

E = 1099[1 − 0,72 (−1, 27 I ) ] ; unde I = intensitatea medie a ploii (mm/h). Datorită faptului că în România astfel de măsurători nu se realizează, obţinerea unor date pentru zona Saligny nu este posibilă. Valoarea factorului R a fost estimată conform tabelului întocmit de Stone (2005). În acest tabel, valoarea factorului R variază între 90 şi 130, funcţie de regiune, de durata şi intensitatea precipitaţiilor. Prin analogie cu regiuni asemănătoare din punct de vedere climatic, pentru arealul Cernavodă, o regiune cu precipitaţii relativ reduse, valoarea factorului R a fost estimată la 90. Factorul de erodabilitate a solului (K) Factorul K este o măsură a susceptibilităţii de desprindere şi transport a particulelor de sol prin precipitaţii şi scurgere de suprafaţă. Solurile bogate în material fin de tipul argilelor prezintă o rezistenţă sporită la fenomenele de eroziune, datorită coeziunii lor ridicate. Astfel, pentru asemenea soluri factorul K este cuprins între 0,05 şi 0,15. Solurile nisipoase au de asemenea valori reduse ale factorului K (0,05 – 0,2), datorită ratei mari de infiltrare a apei. Prin urmare rezultă o curgere pe versanţi redusă, deci un transport redus al particulelor detaşate. Solurile prăfoase - argiloase au valori moderate ale factorului K, cuprinse între 0,25 şi 0,45, datorită susceptibilităţii moderate în ceea ce priveşte detaşarea unei particule şi transportul ei pe versant. Solurile prăfoase sunt cele mai susceptibile la eroziune, având şi cel mai mare factor K, ce depăşeşte Revista Minelor nr. 2 / 2012


54

0,45, putând ajunge până la 0,65. Particule de aceste dimensiuni sunt uşor desprinse şi antrenate în curgerea pe versant. În vederea determinării factorului de erodabilitate a solului (K), au fost recoltate 55 de probe netulburate, repartizate pe zonele ce vor constituii versanţii viitorului depozit. Pe aceste probe au fost efectuate în laborator: analiza granulometrică (fracţiunile argilă, praf, nisip în procente, conform standardului american), analiza conţinutului de materie organică (în procente) şi analiza permeabilităţii (cm/s). Din interpretarea rezultatelor analizelor de laborator au rezultat următoarele concluzii: - din punct de vedere al granulozităţii, probele se încadrează în categoria prafurilor argiloase, conform standardului românesc (rezultând un caracter loessoid al terenului); - conţinutul în materie organică al probelor variază între 2,11 şi 5,13 %; - permeabilitatea probelor analizate variază între 0,000203 şi 0,00665 cm/s. Din punct de vedere al granulozităţii amplasamentul Saligny este dominat de prezenţa la suprafaţă a unui strat prăfos (loess) cu un conţinut de argilă cuprins în intervalul 18-27%. Distribuţia fracţiei argiloase pe amplasament, (figura 1) nu se poate corela cu morfologia terenului sau cu practicile agricole desfăşurate până la acest moment. Se observă însă că maximele sunt distribuite în general pe văi şi pe zona de platou. Analizând direcţiile dominante ale vântului pe parcursul unui an, nord şi vest primăvara, vara şi toamna, respectiv vest şi nord iarna, rezultă că aceste zone sunt cele mai expuse eroziunii eoliene. Astfel detaşarea şi transportul fracţiei prăfoase de pe aceşti versanţi au condus la un procent mai mare al fracţiei argiloase în aceste zone.

Fig. 1 Distribuţia fracţiei argiloase pe amplasament Un alt parametru care intră în determinarea factorului K este materia organică (figura 2). Prezenţa acesteia în sol reduce semnificativ eroziunea prin compuşii pe care îi formează. Aceştia leagă particulele între ele crescând coeziunea. Ca urmare a Revista Minelor nr. 2 / 2012

acestor fenomene, particulele sunt desprinse mult mai greu de impactul picăturilor de ploaie în timpul furtunii. De asemenea, materia organică are un rol vital în dezvoltarea activităţii biologice, fapt ce conduce la o mai bună infiltrare în sol a apelor pluviale, reducând astfel curgerea pe versant.

Fig. 2 Distribuţia materiei organice pe amplasament Zonele de maxim ale materiei organice sunt concentrate în general, aşa cum era de anticipat, pe arealele unde se dezvoltă o vegetaţie mai consistentă dar şi pe două zone agricole unde resturile vegetale rezultate au fost îngropate în săpătură. Un alt parametru care intră în calculul factorului K este permeabilitatea terenului. Influenţa acestui parametru în erodabilitatea solului este lesne de înţeles. Cu cât permeabilitatea este mai mare, cu atât mai mică este scurgerea pe versant, deci transportul este redus. Distribuţia permeabilităţii pe amplasament este reprezentată în figura 3. Zonele cu permeabilitate ridicată sunt concentrate pe zonele arabile sau fără vegetaţie, unde şi procentul fracţiei argiloase este redus.

Fig. 3 Distribuţia permeabilitaţii pe amplasament Pentru estimarea factorului K a fost utilizată nomograma realizată de USDA (departamentul de agricultura al Statelor Unite ale Americi) (figura 4).


55

Fig. 4 Nomograma USDA Nomograma permite determinarea factorului K în funcţie de fracţiunile procentuale de nisip, silt, materie organică, structura solului şi permeabilitate. Utilizând nomograma şi rezultatele încercărilor de laborator, au fost calculate valorile factorului K în cele 55 puncte de probare.

Fig. 5 Distribuţia factorului K pe amplasament Factorul gradient pantă-lungime a versantului (LS) Efectul produs de morfologia terenului este introdus în calculul eroziunii terenului prin factorul LS. Acesta înglobează efectul produs de gradientul pantei şi lungimea acesteia. În mod normal eroziunea solului este direct proporţională cu panta terenului dar şi cu lungimea acesteia. Pe măsură ce lungimea pantei creşte, eroziunea pe unitatea de suprafaţă creşte datorită acumulării progresive a materialului în direcţia de curgere, dar şi a debitului vehiculat pe pantă. În mod analog eroziunea creşte odată cu creşterea gradientului pantei. Factorul L reflectă efectul pe care îl are lungimea pantei asupra eroziunii. Acesta are valoare unitară pentru o lungime a pantei de 72,6 feet (22,12 m), la un gradient de 9%. Urmând acest raţionament, factorul L are valori mai mici de 1 pentru pante mai scurte de 72,6 feet, iar pentru lungimi mai mari, valori mai mari ale factorului L. Dacă eroziunea este produsă de curgere uniformă pe versant, atunci factorul L va fi egal cu 1 pe toată lungimea. Eroziunea mai poate fi produsă preferenţial pe zonele în care se formează torenţi. În acest caz factorul L are o creştere lineară cu lungimea pantei pe direcţia de cea mai mare pantă. Valoarea factorul L

este de cele mai multe ori dată de ambele tipuri de eroziune. Valorile lui L rămân aproape constante pe toată lungimea pantei, dacă predomină curgerea uniformă pe versant, şi cresc linear când predomină curgerea torenţială. Factorul S (gradientul pantei) reflectă efectul pe care îl are panta terenului asupra fenomenului de eroziune. Factorul S are valoarea 1 pentru o pantă a terenului de 9 %. Astfel factorul S ia valori mai mari pentru pante ce depăşesc 9%, şi mai mici pentru pantele mai reduse. De remarcat faptul că eroziunea creşte mult mai rapid pe măsură ce creşte gradientul în comparaţie cu creşterea lungimii pantei. De asemenea, eroziunea produsă de torenţi este mult mai mare pentru zonele cu pantă ridicată. Acurateţea estimării factorului S este mare pentru gradienţi ai pantei cuprinşi în intervalul 3 – 20% şi moderată pentru 1 – 3% şi 20 – 35%. Pentru pante ce depăşesc 35% acurateţea estimării este destul de redusă datorită apariţiei fenomenelor de instabilitate provocate de panta foarte mare. Cei doi factori sunt reprezentaţi în formula de calcul pentru eroziune ca un singur factor, factorul LS, ce cuantifică influenţa elementelor topografice asupra eroziunii. După realizarea hărţii pantelor a fost calculat pe aliniamente factorul LS cu urmãtoarea formulă (Stone, 2000): LS = [0,065 + 0,0456(grad) + 0,006541(grad)2] x (lungime pantă / const)NN în care: grad = panta în (%) a versantului; lungime pantă = lungimea versantului coresp. unui gradient măsurată în picioare (feet); const = 72,5 sistem imperial sau 22,1 sistem metric; NN =coeficient funcţie de panta terenului, tabelul 1. Panta NN

Tab. 1 Valorile NN (Stone 2000) <1 1≤ panta <3 3≤ panta < 5 0,2 0,3 0,4

≥5 0,5

Factorul LS are valori apropiate de 0 pentru zona de platou, acestea crescând conform algoritmului prezentat până la valoarea maximă de 6,3 în zonele cu pantă de peste 9%.

Fig. 6 Distribuţia factorului LS pe amplasament Revista Minelor nr. 2 / 2012


56

Factorul de acoperire cu vegetaţie (C) Factorul C reprezintă influenţa pe care o are gradul de acoperire cu vegetaţie asupra eroziunii solului. Acesta include atât vegetaţia, cât şi biomasa. Factorul C reprezintă practic un termen de comparaţie între pierderea de sol pe un teren cultivat cu o cultură specifică şi un anume sistem de management, cu pierderea corespunzătoare pentru un teren necultivat. Valori ale factorului C pentru diverse tipuri de strate acoperitoare, de la resturi vegetale până la piatră spartă, corelate cu panta şi lungimea versantului, se aleg dintr-un tabel. Operaţiile uzuale ce însoţesc amenajarea versanţilor presupun îndepărtarea stratului vegetal şi a stratului cu rădăcini ale plantelor al căror efect antierozional este bine cunoscut. Situaţiei iniţiale fără acoperire îi corespunde o valoare a factorului C unitară. Prin existenţa vegetaţiei, incluzând şi reziduuri vegetale dar şi umpluturi antropice, valorea factorului C devine subunitară. Pentru arii supuse eroziunilor accentuate sunt folosite strate de protecţie mecanică, cum ar fi fascicule de nuiele sau paie, strate şi perne de piatră spartă. Din zonarea ariei cercetate în funcţie de gradul de acoperire cu vegetaţie arboricolă (mai deasă sau mai rară), vegetaţie erbacee sau teren arabil, au rezultat valorile factorului C care au permis realizarea hărţii de variaţie a acestui factor (fig. 7). Zonarea a fost realizată pe baza ortofogramei existente dar şi pe baza observaţiilor realizate în teren.

arbuşti şi iarbă. La acestea se mai adaugă şi arealele de păşune din zonă. Pentru ariile ocupate de depozite de deşeuri neomogene provenite de la construcţia CNE Cernavodă, plus zonele cu vegetaţie deasă arboricolă, a fost atribuit un coeficient al factorului C cuprins în intervalul 0,02 – 0,05. Factorul de practică agricolă (P) Factorul P depinde de operaţiunile agricole aplicate. Metoda de arat şi rotaţia culturilor afectează rata de eroziune a solurilor. Acest factor este rareori aplicabil în cazul amplasamentelor cu construcţii, caz în care factorului P este unitar. Norme de toleranţă a eroziunii solului (A) O pierdere tolerabilă de sol prin eroziune este acceptată atunci când cantitatea maximă anuală de sol erodată nu afectează productivitatea naturală pe termen lung sau stabilitatea solului. Impactul eroziunii asupra unui tip de sol, şi deci nivelul de toleranţă, variază în funcţie de tipul şi grosimea solului. În general, solurile groase, cu compoziţie uniformă, fără fragmente de piatră şi neerodate anterior se consideră că au o limită de toleranţă mai mare decât solurile mai subţiri sau erodate anterior. Normele de toleranţă a eroziunii solului sunt redate în tabelul 2 (Stone, 2007). Tab. 2 Norme de toleranţă a eroziunii solului Pierderea potenţială Clase de eroziune a solului de sol (tone/acru/an) Foarte scăzută (tolerabilă) <3 Scăzută 3-5 Moderată 5 - 10 Ridicată 10 - 15 Severă >15 Clasificarea şi zonarea erodabilităţii solului pe amplasamentul Saligny au fost realizate pe baza normelor propuse de Stone (2007), conform tab. 2. Harta de zonare a erodabilităţii (pierderii anuale de sol prin eroziune) a fost realizată prin înmulţirea gridurilor aferente celor 5 factori.

Fig. 7 Distribuţia factorului C pe amplasament A rezultat astfel o zonă de aproximativ 23,5 ha, reprezentând 29,2% din cele 80,4 ha pe care au fost realizate investigaţiile, cu un factor C mai mare de 0,20. Acestea reprezintă zone arabile, cultivate în fiecare an, sau zone cu pantă mare unde scurgerea pe versant este mare, rezultând astfel un deficit de umiditate şi o slabă dezvoltare a vegetaţiei. Zonele cu valori ale factorului C cuprinse în intervalul 0,08 – 0,20, sunt reprezentate tot de parcele arabile, dar care au beneficiat de ani în care nu au fost utilizate în circuitul agricol. Pe aceste parcele s-a dezvoltat în aceşti ani o vegetaţie mixtă formată din Revista Minelor nr. 2 / 2012

Fig. 8 – Pierderea anuala de sol prin eroziune (A)


57

Harta reprezintă zonarea pierderii potenţiale medii anuale de sol pe termen lung în condiţiile geomorfologice actuale şi de utilizare a terenului. Zonele cu erodabilitate maximă, mai mare de 15 tone/acru/an, respectiv mai mare de 37,0 tone/ha/an, corespund ariilor cu panta mare, neacoperite de vegetaţie arboricolă şi cu suprafaţa naturală deranjată de lucrări agricole (arătură). Această categorie de erodabilitate a terenului ocupă o suprafaţă de cca. 9,6 ha, reprezentând cca. 23,1 % din aria totală studiată. Zonele cu erodabilitate severă şi cu erodabilitate ridicată însumate reprezintă cca. 41,5% din aria totală, iar zonele cu erodabilitate foarte scăzută şi scăzută însumate reprezintă cca. 49,7 % din aria totală. Lipsa unor informaţii şi argumente interpretative privind aplicarea cu acurateţea cerută a metodelor de evaluare a erodabilităţii poate induce un grad mai mare de aproximare pentru unii din factori şi deci şi pentru rezultatul final. În comparaţie cu condiţiile actuale din teren, valorile absolute calculate ale erodabilităţii par poate supraestimate, dar zonarea relativă a erodabilităţii prezintă un grad de încredere ridicat. Pentru creşterea gradului de încredere a rezultatelor obţinute prin aceasta metodă au fost analizate datele obţinute de RAAN-SCN Piteşti, în perioada 2002-2004. Monitorizarea reţelelor de măsurare a eroziunii, amplasate pe versanţii de nord, sud-est şi sud ai dealului Saligny, au pus în evidenţă o alternare a proceselor de eroziune şi depunere. La baza versanţilor predomină procesul de depunere, cu o rată de cca. 1,5 mm/an. Procesul de eroziune se manifestă cu precădere în perioada de vara-toamnă şi se caracterizează printr-o rată medie a celor trei ani de măsurători de 2,6 – 3,2 mm/an. Pentru estimarea unei valori medii pe termen mediu s-a aplicat tehnica variaţiei profilelor de Cs-137 provenit din depunerile atmosferice. Algoritmii utilizaţi se bazează pe scăderea în timp a concentraţiei de Cs-137 în stratul de suprafaţă, respectiv pe analiza variaţiei concentraţiei cu adâncimea. Estimarea bazată pe scăderea în timp a activităţii Cs-137 în stratul de suprafaţă a condus la rate de eroziune de 3,1 – 4,5 mm/an pentru zona de platou (cu o panta de cca. 20) şi 1,3 – 5,0 mm/an pentru versanţi, a căror înclinare variază între 6 şi 150). Ratele medii de eroziune estimate pe baza funcţiei de variaţie a activităţii Cs-137 cu adâncimea sunt cuprinse între 2 – 8 mm/an pe platou si 7 – 15 mm/an pe versanţi. Algoritmul permite şi estimarea ratei de depunere, care la nivelul amplasamentului poate varia între 7 – 14 mm/an. Predicţiile ecuaţiei RUSLE pentru amplasamentul Saligny sunt în general în concordanţă relativă cu estimările bazate pe concentraţia Cs-137 sau determinate experimental: 2-3 mm/an pentru zona de platou şi 6 – 12 mm/an pentru versanţii amplasamentului. Din monitorizarea in situ au rezultat valori de 2,6 – 3,2 mm/an pentru versanţi cu înclinări de 6-150.

În concluzie, eroziunea versanţilor estimată şi măsurată nu afectează stabilitatea amplasamentului în perioada operaţională. Pe termen lung, eroziunea poate conduce la modificarea topografiei amplasamentului. Modificările sunt însă reduse pentru condiţii apropiate de condiţiile climatice şi de vegetaţie actuale. 2. Dispersivitatea formaţiunilor acoperitoare din versanţii amplasamentului - testul „PINHOLE” Descrierea testului pinhole Solurile cu compoziţie granulometrică fină, de tipul argilelor, argilelor prăfoase şi prafurilor argiloase, ce au în componenţa lor un procent ridicat de sodiu (Na+), prezintă un grad ridicat de erodabilitate şi dispersie. Aceste fenomene se măsoară experimental la trecerea apei prin interiorul probei, nu pe suprafaţa ei. Rezistenţa la eroziune şi dispersie a probei, este analizată vizual prin evaluarea turbidităţii apei ce a traversat proba, a volumului de apă recoltat într-un cilindru gradat precum şi pe baza observaţiilor făcute asupra diametrului final al canalului format în probă. Testul pinhole este considerat a fi unul din cele mai de încredere încercări fizice pentru determinarea dispersivităţii (Walker & Jermy, 1997). A fost dezvoltat ca o măsură a erodabilităţii pământurilor fin granulare. În acest test apa distilată este trecută printrun canal tubular cu diametrul de 1 mm realizat în proba de pământ cu grosime de 38±2 mm (Sherard et al., 1976). Testul are loc pe probe cu umiditate naturală. Apa distilată acţionează asupra pereţilor găurii cilindrice sub presiuni de 50, 180, 380 şi 1020 ± 5 mm coloană apă. La finele fiecărui test se înregistrează debitul colectat, turbiditatea efluentului şi diametrul găurii. Dacă efluentul rămâne limpede, iar gaura nu se lărgeşte prin erodare la presiunea de 380 mm coloană de apă, proba este nedispersivă. Prin contrast, dacă efluentul nu este limpede (ci colorat cu un nor coloidal), iar diametrul găurii se lărgeşte sub o curgere cauzată de presiunea de 50 mm coloană de apă, proba este dispersivă. Pământurile intermediare se erodează mai puţin, sub 50-180 mm coloană de apă. Conform ASTM D4647-06 (2006), există două criterii de clasificare a dispersivităţii pământurilor fin granulare (A şi B): Metoda A clasifică pământurile în 6 categorii de dispersivitate: dispersive (D1, D2), slab până la moderat dispersive (ND4, ND3) şi nedispersive (ND2, ND1). Metoda B clasifică pământurile în 3 categorii de dispersivitate: dispersive (D), slab dispersive (SD) şi nedispersive (ND). Trebuie menţionat totuşi că pământurile dispersive sunt destul de dificil de identificat şi este acceptat faptul că sunt necesare mai multe teste şi tipuri de teste pentru desemnarea gradului de dispersivitate. Revista Minelor nr. 2 / 2012


58

Recoltarea probelor din amplasament De pe versanţii amplasamentului DFDSMA au fost recoltate în două campanii de teren 39 de probe netulburate. Probele au fost extrase de la suprafaţa terenului cu ajutorul unei carotiere cu diametrul de 70 mm. Metodologia de recoltare presupune îndepărtarea primilor 5 – 10 cm de sol, urmată de prelevarea probei. Pentru o bună distribuţie a datelor s-a încercat pe cât posibil recoltarea acestora într-o reţea trigonometrică. Datorită vegetaţiei abundente şi a intervenţiei antropice prin depozitarea de umpluturi, recoltarea probelor a întâmpinat unele dificultăţi. Efectuarea testului pinhole Conform metodologiei de lucru au fost urmăriţi următorii paşi în ceea ce priveşte pregătirea specimenului de analizat: - Aproximativ 150 grame de material din fiecare probă au fost analizate pentru determinarea limitelor Atterberg şi a umidităţii naturale; - Diferenţa de material a fost trecută printr-o sită cu dimensiunea ochiurilor de 2 mm, pentru separarea impurităţilor; - Materialul din fiecare probă a fost omogenizat şi a fost adus prin reducerea sau creşterea umidităţii la limita superioară de plasticitate. S-a determinat umiditatea probei în aceste condiţii. - Din materialul omogenizat s-a realizat în cilindrul aparatului prin compactare pe 5 strate individuale o probă de 38 ± 2 mm grosime. - Proba a fost delimitată de două site metalice urmate de filtre formate din pietriş mărgăritar cu diametrul maxim de 5 mm (figura 9). În continuare s-a trecut la executarea testului pinhole. S-a conectat aparatul la un rezervor cu sarcină constantă ce conţine apă distilată. Cu ajutorul unui întrerupător a fost reglată sarcina piezometrică la intrarea în aparat astfel încât aceasta sa varieze în jurul valorii de 50 ± 5 mm. Această valoare se măsoară din axul cilindrului de probă. S-a colectat apa din aparat în decurs de 5 minute şi s-a calculat debitul scurs în cm3/sec. Dacă debitul scurs în acest interval de timp se încadrează între 1,00 – 1,40 cm3/sec, iar apa prezintă turbiditate ridicată, testul se poate considera încheiat. Pentru toate probele testate la acest gradient efluentul a rămas limpede. Ţinând cont de acest lucru s-a trecut la creşterea gradientului prin ridicarea sarcinii piezometrice de la 50 ± 5 mm la 180 ± 5 mm. La acest gradient turbiditatea efluentului a fost semnificativă pentru unele probe, acestea fiind încadrate în clasele ND4 şi ND3 (moderat dispersive). Pentru probele ale căror efluent a continuat să fie limpede s-a crescut sarcina piezometrică la 380 ± 5 mm şi chiar 1020 ± 5 mm. Aceste probe au fost încadrate în clasele ND2 ş i ND1 (nedispersive). La încheierea fiecărui test pinhole a fost extrasă proba din cilindru şi secţionată longitudinal (figura 10).

Revista Minelor nr. 2 / 2012

Fig. 9 Schema aparatului pinhole Următorul pas a fost analizarea diametrului şi formei canalului creat de curgerea apei. Pentru probele încadrate în clasele de dispersivitate ND4 şi ND3, diametrul canalului format în probă a atins valori de 1,5 – 2,5 mm. În figura 10 sunt prezentate o parte din probele testate. Diametrul rezultat în urma testului a fost comparat cu diametrul iniţial al găurii produse de tija metalică cu diametrul de 1 mm. Acest indiciu a constituit un alt criteriu pentru încadrarea în una din clasele menţionate.

Fig. 10 Cilindrii de probă secţionaţi Interpretarea rezultatelor În urma analizării datelor obţinute (turbiditate efluent, debit total, diametru gaură) din testarea celor 39 de probe a fost întocmită harta cu distribuţia claselor de dispersivitate conform ASTM D4647-06 (2006) (figura 11). Datorită faptului că la gradientul de 50 ± 5 mm efluentul recoltat de la toate probele a fost transparent, clasele de dispersivitate în care se încadrează solurile analizate sunt ND2 şi ND1 – pământuri nedispersive, respectiv ND4 şi ND3 – pământuri moderat dispersive. Se poate observa cu uşurinţa prin suprapunerea hărţii cu distribuţia claselor de dispersivitate peste ortofotogramă, că zonele cu dispersivitatea cea mai mare se suprapun peste zonele arabile, intens cultivate. Explicaţia logică ar fi că prin procesele mecanice de lucrare a terenului a fost înlesnită pătrunderea apei în sol şi, prin urmare, favorizarea proceselor de dezintegrare chimică şi fizică.


59

Fig. 11 Distribuţia claselor de dispersivitate Pentru o mai bună înţelegere a rezultatelor, a factorilor şi a parametrilor care influenţează fenomenul de dispersie, au mai fost analizate două hărţi realizate anterior: harta cu distribuţia fracţiei argiloase (figura 1) şi harta cu distribuţia materiei organice (figura 2). Hărţile au fost realizate pe baza celor 55 de probe recoltate în noiembrie 2008, pentru metoda RUSLE, probe analizate granulometric şi pentru conţinut de materie organică. Harta cu distribuţia materiei organice (figura 2) nu se poate corela în nici un fel cu harta de distribuţie a claselor de dispersivitate. În concluzie, materia organică nu are un rol important în stoparea sau amplificarea fenomenului de dispersie al pământurilor. În schimb, harta cu distribuţia fracţiei argiloase (figura 1) prezintă aproximativ aceeaşi tendinţă cu harta de dispersivitate. Astfel, zonele în care procentul de argilă este mai mare prezintă o susceptibilitate mai mare la fenomenul de dispersivitate. Este cazul zonei de nord a amplasamentului şi al celei de est, unde clasele de dispersivitate sunt ND4 şi ND3, iar procentul de argilă depăşeşte 23%. O altă comparaţie încercată a fost cea între metoda teoretică RUSLE şi testul PINHOLE.

Rezultatele obţinute prin cele două metode sunt diferite, lucru ce era de aşteptat, deoarece metoda RUSLE înglobează în calcul mai mulţi parametri, rezultatul fiind obţinut prin suprapunerea acestora după o formulă. În plus metoda RUSLE cuantifică eroziunea produsă de curgerea apelor pluviale pe suprafaţa terenului, pe când testul pinhole determină dispersivitatea pământului la trecerea unui curent de apă prin probă la un gradient impus. În concluzie, solurile prezente la suprafaţa amplasamentului DFDSMA, sunt moderat dispersive şi nedispersive, funcţie în primul rând de gradul de folosire a terenului pentru agricultură, în prezent şi în trecut. Astfel nu se impun lucrări deosebite care să reducă gradul de dispersie a stratului de la suprafaţa terenului.

Bibliografie 1. Analiza regionalã privind DFDSMA. Raport GEOTEC, 1993 2. Renard, K. G. ş.a. Practicing Soil Erosion by Water: A Guide to Conservation Planning with the Revised Soil Loss Equation (RUSLE). U.S.Dept. of Agriculture, Agric. Handbook No. 703, 404 pp., 1987 3. Stone, R. P., Hilborn, D. Universal Soil Loss Equation (USLE), Ministery of Argiculture, Food, and Rural Affairs, 2000 4. Montgomery, Al. Alabama Handbook for Erosion Control, Sediment Control, and Stormwater Management on Construction Sites and Urban Areas. Alabama Soil and Water Conservation Committee. 1993 5. Walker, D.J.H., Jermy, C.A. Dispersive soils in Natal, South Africa. Engineering Geology and the Environment, Marinos, Koukis Tsiambaos & Stournaras (eds), Balkema, Rotterdam, p. 437-443., 1997. 6. Wischmeier, W.H., Smith, D.D. Rainfall Erosion Losses from Cropland East of the Rocky Mountains. Agriculture Handbook No. 282, U.S. Dept. of Agric. Washington, D.C. 1965.

Articol recenzat de prof.univ.dr.ing. Grigore Buia

Revista Minelor nr. 2 / 2012


60

SIMPOZIONUL INTERNAŢIONAL MULTIDISCIPLINAR

„UNIVERSITARIA SIMPRO 2012” 12-14 octombrie 2012 COMITETUL DE ORGANIZARE Preşedinte: Prof.univ.dr.ing. ARON POANTA Preşedinte executiv: Prof.univ.dr.ing. VICTOR ARAD Vice-preşedinţi: Conf.univ.dr.ec. CODRUŢA DURA Conf.univ.dr.ing. MARIUS MARCU Membri de onoare: Prof.univ.dr.ing. NICOLAE DIMA Prof.univ.dr.ing. DUMITRU FODOR Prof.univ.dr.ing. NICOLAE ILIAŞ Prof.univ.dr.ing.mat. EMIL POP COMITETUL ŞTIINŢIFIC Sukumar BANDOPADHYAY – SUA Hans Peter BECK – GERMANIA Jayanta BHATTACHARYA – INDIA Ion BOSTAN – REPUBLICA MOLDOVA Stanisław CIERPISZ – POLONIA Carsten DREBENSTEDT – GERMANIA Hani MITRI – CANADA Monika HARDYGÓRA – POLONIA Jan PALARSKI – POLONIA

Vladimir KEBO – REPUBLICA CEHĂ George PANAGIOTU – GRECIA Mostafa Mohamed TANTAWY – EGIPT Per Nicolai MARTENS – GERMANIA Ingo VALGMA – ESTONIA Andrey KORCHAK – RUSIA Gennadiy PIVNYAK – UCRAINA Vladimir S. LITVINENKO – RUSIA

INFORMAŢII GENERALE Lucrările vor fi publicate în format electronic pe CD iar o selecţie a lucrărilor vor fi publicate în volumele “Annals of the University of Petroşani”. Lucrările trebuie transmise în limba engleză (alte limbi sunt acceptate doar pentru domeniul Filologie) şi editate într-un număr par de pagini (maxim 6 pagini, inclusiv anexe). DOMENII 1. INGINERIE MINIERĂ ŞI CIVILĂ 2. TOPOGRAFIE ŞI CADASTRU 3. INGINERIA MEDIULUI ŞI GEOLOGIE 4. INGINERIE ELECTRICĂ ŞI ENERGETICĂ 5. INGINERIA SISTEMELOR, INFORMATICĂ APLICATĂ ŞI CALCULATOARE 6. MATEMATICĂ, INFORMATICĂ ŞI FIZICĂ 7. ŞTIINŢE ECONOMICE, DREPT ŞI ŞTIINŢE ADMINISTRATIVE 8. MANAGEMENT ŞI MARKETING 9. ŞTIINŢE SOCIO-UMANE ŞI FILOLOGIE TERMENE DE PLATĂ înainte de după 1.09.2012 1.09.2012 Înregistrare + publicare 50 EURO 70 EURO Înregistrare 40 EURO 50 EURO Publicare 20 EURO – Înregistrarea este gratuită pentru doctoranzi. Taxele de înregistrare acoperă cheltuielile cu materialele necesare la organizare şi masa festivă Cont lei : IBAN RO91TREZ368504601X000062, Trezoreria Petrosani, cod fiscal: 4374849 a se menţiona: “SIMPRO 2012” Cont Euro: IBAN RO63RNCB0165020175210001, BCR Petrosani BIC RNCBROBU, M. Viteazu, nr. 4, Petrosani

CONTACT Maria HULUBA Universitatea din Petroşani, Str.Universităţii, nr. 20, 332006 Petroşani, jud. Hunedoara Tel: 0040 254.54.61.12; Fax: 0040 254.54.34.91; E-mail: simpro@upet.ro Revista Minelor nr. 2 / 2012

Profile for Univ Petr

nr2ro2012  

nr2ro2012  

Profile for revmin
Advertisement

Recommendations could not be loaded

Recommendations could not be loaded

Recommendations could not be loaded

Recommendations could not be loaded