2-Clasificaciones Geomecanicas, GSI y Tablas de Sostenimiento

Clasificaciones geomecanicas, y diseño empírico de sostenimientos

FILOSOFIA DEL DISEÑO EMPIRICO: PARA MINAS, TUNELES, CAVERNAS clasificación geomecanica y prediseño (abacos)  PUNTUACION DEL MACIZO (MAS EVIDENTE RMR)  IMPLICACIONES EN ESTABILIDAD Y REFUERZO modelo numerico matematico instrumentacion y mapeo- verificacion durante el proceso constructivo  «ayudar al hueco»

Filosofía de diseño • Como se diseña modernamente una obra subterranea. Ya sea tajeo o camaras de mina, una central hidroelectrica, o un tunel del tipo que sea? • Combinacion de prediseños en base a criterios empiricos (clasificaciones geomecanicas + experiencia particular local, adaptarse) y modelos numericos • Cuando ello lo requiera en diseño: calculos de cuñas, karst etc. (mas especificos) • Todo ello debe de auscultarse durante el desarrollo de la obra: mapeos de frentes, medicion de desplazamientos, tensiones y cargas en los

sostenimientos proyectados

Cálculo

Túnel

K0

1

Sorba s

1

2

3 4

El Alme ndral El Alme ndral Sorba s

1

1 1

Sección Avance + destroza (2 fases) + Contrabóveda Avance + destroza (2 fases) + Contrabóveda Avance + destroza (2 fases) + Contrabóveda Sección completa (tuneladora)

Cobert era (m)

Sost.

130

IV

85

IV

61

V

300

Dovel a

Modelos numéricos teniendo en cuenta zonificación RMR, cobertera, etc INPUT: 1)modelo obtenido de clasif geomecanicas RMR+Q 2) parametros terreno C,fi, Emass, tensiones insitu… 3) metodo constructivo

Hasta los años 70 en que empiezan las clasificaciones geomecanicas y «graficos empíricos» los criterios de sostenimiento de tuneles y obras subterraneas eran mucho mas «estaticos». Como en el calculo de estructuras. Modernamente se tiende a colocar el refuerzo estrictamente necesaro mas un factor de seguridad. Siendo la tendencia al autosoporte, es decir que el terreno se sostenga a si mismo, ayudandole a generar el arco estable mediante shotcrete, pernos y

El terreno es muy cambiante, no es un material tecnologico como el concreto, en el que conocemos sus caracteristicas finales. Por muy bien que hayamos proyectado la obra subterránea siempre van a aparecer variaciones y el método debe ser tal que permita flexibilidad durante la construcción. Brindándonos las herramientas de respuesta y anticipación.

Durante el diseño, para conocer el terreno que aravesaremos se combinan, sondajes diamantinos desde la superficie del terreno, observaciones geomecanicas, geofísica, ensayos de laboratorio y modelos matematicos que nos permitan predecir el comportamiento del terreno ante nuestra obra

Durante la ejecución, habra permanentemnte un especialista en geomecanica, el cual realizará los levantamientos de los frentes de tunel o mapeo de tajeos. Realizará la puntuacion del macizo rocoso según los criterios que establezca el proyecto y elegira el tipo de refuerzo a colocar. Ademas verificará que los

NECESIDAD DE CONTROL Y AUSCULTACIÓN EN OBRAS SUBTERRANEAS Las obras subterráneas presentan una idiosincrasia geotécnica especial respecto a otro tipo de obras civiles. Se trata de construcciones en las que es imposible alcanzar un conocimiento total de las características geológicas y geotécnicas del terreno que se verá afectado por la excavación. A pesar de los esfuerzos técnicos y económicos que se realicen durante la fase de redacción del proyecto, una parte importante de las características del terreno donde se ejecutará el túnel no serán conocidas con precisión hasta que no se excave el túnel. Esta idea se refleja en el

Clasificaciones geomecanicas

Las clasificaciones geomecánicas (en inglés “Rock Mass Classification”) tienen por objeto caracterizar ingenierilmente un determinado macizo rocoso y evaluar unas necesidades de sostenimiento en función de una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor. Clasificar geomecánicamente una masa o macizo rocoso consiste en otorgarle una puntuación según una metodología o criterio preestablecido. Una vez puntuado el macizo, se clasifica en una categoría de entre varias existentes en función del rango de puntos. Es crucial considerar que cada una de estas categorías se puede traducir en una serie de recomendaciones sobre longitud de pase, tiempo de estabilidad de los vanos, necesidades y tipos de sostenimiento, etc. “Las clasificaciones geomecánicas surgieron de la necesidad de parametrizar observaciones y datos empíricos, para evaluar medidas de sostenimiento de túneles. (…) Se puede decir que hoy día las clasificaciones geomecánicas son un método de uso generalizado en el proyecto y construcción de túneles. Las clasificaciones geomecánicas son un método de ingeniería geológica que permite evaluar el comportamiento geomecánico de los macizos rocosos, y de aquí estimar los parámetros geotécnicos de diseño y el tipo de sostenimiento de un túnel.” (GONZÁLEZ VALLEJO, 2002).

La gran aportación de estas clasificaciones ha sido la de parametrizar y establecer un lenguaje común entre geólogos, ingenieros y constructores… como decía el Dr Hoek «ponerle números a la geología»!!

Las clasificaciones son una herramienta muy útil en el diseño y construcción de obras subterráneas, pero debe ser usada con cuidado para su correcta aplicación, pues exige conocimientos y experiencia por parte de quien la utiliza.

En el caso de las minas, las planillas o estadillos de trabajo deben de estar en cierto modo pre-diseñados para las características propias del entorno: fracturas según una única familia (modelos de capas), cuñas, zonas de intensa fracturación, fallado y circulación de agua, tipología de huecos, conocimiento local, etc. Los estadillos de campo (planillas) se deben adaptar al entorno de trabajo, con las dificultades de la toma de datos que ello conlleve.

En general todos los criterios empiricos tienen la misma «estructura»: Se basan en multitud de casos, en el cual el autor analiza los parametros que intervienen en el diseño de las obras subterraneas, luego discretiza los que a su juicio son los mas representativos. Generalmente las clasificaciones y criterios se basan en las observaciones en el mabito y zona geografica donde ese autor desarrolla su trabajo (ej: Barton en Escandinavia, otros en Canada o sudafrica, etc). El autor establece un criterio estricto para otorgar una puntuacion al macizo rocoso Se establecen unas graficas parametrizadas en funcion de los factores mas relevantes según el autor y de estos graficos se obtienen recomendaciones sobre, habitualmente, necesidad o no de refuerzo (y puede haber recomendaciones sobre la cuantia de elementos), tiempos de estabilidad antes del colapso, etc.

CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR (BIENIAWSKI) El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por Z.T. Bieniawski (2) durante los años 197273, y ha sido modificado en 1976 y 1979, en base a más de 300 casos reales de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989, que coincide sustancialmente con la de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los seis parámetros del terreno siguientes: 1) La resistencia a compresión simple del material 2) El RQD (Rock Quality Designation) 3) El espaciamiento de las discontinuidades 4) El estado de las juntas 5) La presencia de agua 6) La orientación de las discontinuidades El RMR se obtiene como suma de unas puntuaciones que corresponden a los valores de cada uno de los seis parámetros enumerados. El valor del RMR oscila entre 0 y 100, y es mayor cuanto mejor es la calidad de la roca.

Tabla 4: Clasif. Geomec. Bieniawski: Clasificación y características

Bieniawski distingue cinco tipos o clases de roca según el valor del RMR: CLASE I : RMR>80, Roca muy buena CLASE II : 80>RMR>60, Roca buena CLASE III: 60>RMR>40, Roca media CLASE IV : 40>RMR>20, Roca mala CLASE V : RMR0.4

0.3-0.4

0.2-0.3

0.1-0.2

45°

35-45°

25-35°

15-25°

15°

RMR basico

PARÁMETR O Persistenci a   Apertura

VALORACIÓN 5 mm mm 5 4 1 0 Rugosa Ligerame Ondulada Suave nte rugosa 5 3 1 0 Relleno duro Relleno blando 5 mm 5 mm 4 2 2 0 Ligerame Moderada Muy Descomnte m. alterado puesto alterado alterado 5 3 1 0

Dirección y buzamiento

Muy favorabl e Valorac Túneles 0 ión para Ciment 0 ación  

Taludes

0

Favor able ‑2

Medi Desfavo Muy o rable desfavo rable ‑5 ‑10 ‑12

‑2

‑7

‑15

‑25

‑5

‑25

‑50

‑60

Dirección perpendicular al eje del túnel

Dirección paralela al eje del túnel

 

 

Exc. a favor buzamiento Buz.>45° Buzamie n: 20-45° Muy favorable

Favorabl e

Exc. contra buzamiento Buz.>45° Buzami en: 2045° Medio Desfavo -rable

  Buz.>45° Muy desfavorable

Buzamie n: 2045° Medio

Buzamie nto. 0 20° Cualquier dirección     Desfavor able

CLASE

I

II

III

IV

V

CALIDAD

Muy buena

Buena

Media

Mala

Muy mala

RMR

81-100

61-80

41-60

21-40

0-20

Tiempo de estabilidad y longitud del vano

10 6 1 10 años meses seman horas 5 8 a 5 2.5 metros metros metros metros

30 minuto s 1 metro

Cohesión (MPa)

>0.4

0.3-0.4 0.2-0.3

0.1-0.2

45°

35-45°

15-25°

15°

25-35°

CLASIFICACION GEOMECÁNICA Q El Sistema-Q o Clasificación de Barton fue desarrollado en Noruega en 1974 por Barton, Lien y Lunde, del Instituto Geotécnico Noruego. Se basó su estudio en el análisis de cientos de casos de túneles construidos principalmente en Escandinavia. La Clasificación de Barton asigna a cada terreno un índice de calidad Q, tanto mayor cuanto mejor es la calidad de la roca. Su variación no es lineal como la del RMR, sino exponencial, y oscila entre Q=0.001 para terrenos muy malos y Q=1000 para terrenos muy buenos. El valor de Q se obtiene de la siguiente expresión:

RQD Jr Jw Q   Jn Ja SRF

• RQD es el índice Rock Quality Designation, es decir, la relación en tanto por ciento entre la suma de longitudes de testigo de un sondeo mayores de 10 cm y la longitud total. Barton indica que basta tomar el RQD en incrementos de 5 en 5, y que como mínimo tomar RQD=10. • Jn varía entre 0.5 y 20, y depende del número de familias de juntas que hay en el macizo. • Jr varía entre 1 y 4, y depende de la rugosidad de las juntas. • Ja varía entre 0.75 y 20, y depende del grado de alteración de las paredes de las juntas de la roca. • Jw varía entre 0.05 y 1, dependiendo de la presencia de agua en el túnel. • SRF son las iniciales de Stress Reduction Factor, y depende del estado tensional de la roca que atraviesa el túnel.

Puntuación de la clasificación Q de Barton.

Intervalo

Descripción o calidad

0,001 – 0,01

Roca excepcionalmente mala

0,01 – 0,1

Roca extremadamente mala

0,1 ´1

Roca muy mala

1-4

Roca mala

4 - 10

Roca media

10 - 40

Roca buena

40 - 100

Roca muy buena

100 - 400

Roca extremadamente buena

400 - 1000

Roca excepcionalmente buena

RQD Rock Quality Designation

A

Muy mala

0-25

B

Mala

25-50

C

Media

50-75

D

Buena

75-90

E

Excelente

90-100

Notas: Cuando se obtienen valores del RQD inferiores o iguales a 10, se toma un valor de 10 para calcular el índice Q. Los intervalos de 5 unidades para el RQD, es decir, 100, 95,90, etc. tienen suficiente precisión.

Jn (indice de diaclasao) A

Roca masiva, sin diaclasar o con fisuración 0,5

B

escasa Una familia de diaclasas

1,0 2

C

Una familia y algunas diaclasas aleatorias

3

D

Dos familias de diaclasas

4

E

Dos familias y algunas diaclasas aleatorias

6

F

Tres familias de diaclasas

9

G

Tres familias y algunas diaclasas aleatorias

12

H

Cuatro o más familias, diaclasas aleatorias, roca 15 muy fracturada, roca en terrones

J

Roca triturada, terrosa

20

Notas: En intersecciones de túneles se utiliza la expresión (3Jn) En las bocas de los túneles se utiliza la expresión (2Jn)

–

Jr (índice de rugosidad) Contacto entre las dos caras de la discontinuidad. Contacto entre las dos caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante inferior a 10 cm. A Diaclasas discontinuas 4 B

Diaclasas onduladas, rugosas o irregulares

3

C

Diaclasas onduladas, lisas

2

D

Diaclasas onduladas, perfectamente lisas

1,5

E

Diaclasas planas, rugosas o irregulares

1,5

F

Diaclasas planas, lisas

1,0

G

Diaclasas planas, perfectamente lisas

0,5

Notas: Las descripciones se refieren a caracterizaciones a pequeña escala y escala intermedia, por este orden. No existe contacto entre las caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante. H Zona que contiene minerales arcillosos con un espesor suficiente para impedir el 1,0 contacto de las caras de la discontinuidad. J Zona arenosa, de gravas o triturada con un espesor suficiente para impedir el 1,0 contacto entre las dos caras de la discontinuidad. Notas: Si el espaciado de la principal familia de discontinuidades es superior a 3m. se debe aumentar el índice Jr en una unidad. En el caso de diaclasas planas perfectamente lisas que presenten lineaciones, y que dichas lineaciones estén orientadas según la dirección de mínima resistencia, se puede utilizar el valor Jr = 0,5

Ja (índice de alteración) φ

Ja

  Contacto entre los planos de la discontinuidad (sin minerales de relleno intermedio) A Discontinuidad cerrada, dura, sin reblandecimientos, impermeable, cuarzo 0,75 B Planos de discontinuidad inalterados, superficies ligeramente manchadas 25º1,0 35º C Planos de discontinuidades ligeramente alterados. Presentan minerales no 25º2,0 reblandecibles, partículas arenosas, roca desintegrada libre de arcillas, etc. 35º D Recubrimientos de arcillas limosas o arenosas. Fracción pequeña de arcilla 20º3,0 (no blanda) 25º E Recubrimientos de arcillas blandas o de baja fricción, es decir, caolinita o 8º-16º 4,0 mica. También clorita, talco, yeso, grafito, etc., y pequeñas cantidades de arcillas expansivas Contacto entre los planos de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante inferior a 10 cm (minerales de relleno en pequeños espesores) F Partículas arenosas, roca desintegrada libre de arcilla, etc. 25º4,0 30º G Fuertemente sobreconsolidados, con rellenos de minerales arcillosos no 16º6,0 blandos (continuos, pero con espesores inferiores a 5mm) 24º H Sobreconsolidación media a baja, con reblandecimiento, rellenos de 12º8,0 minerales arcillosos (continuos, pero de espesores inferiores a 5mm) 16º J Rellenos de arcillas expansivas, es decir, tipo montmorillonita (continuos, 6º-12º 8-12 pero con espesores inferiores a 5mm). El valor de Ja depende del porcentaje de partículas con tamaños similares a los de las arcillas expansivas. No se produce contacto entre los planos de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante (rellenos de mineral de gran espesor) K,L,M Zonas o bandas de roca desintegrada o triturada y arcillas (ver G,H, y J para 6º-24º 6,8 ó las descripción de las condiciones de las arcillas) 8-12 N Zonas o bandas de arcillas limosas o arenosas, con pequeñas fracciones de 5,0 arcillas no reblandecibles O,P,R Zonas o bandas continuas de arcilla, de espesor grueso (ver clases G, H y J, 6º-24º 10,13 ó para la descripción de las condiciones de las arcillas) 13-20

Los valores expresados para los parámetros Jr y Ja se aplican a las familias de diaclasas o discontinuidades que son menos favorables con relación a la estabilidad, tanto por la orientación de las mismas como por su resistencia al corte (esta resistencia puede evaluarse mediante la expresión: Т ≈ σn tg-1(Jr /Ja). IMPORTANTE: EN TODOS LOS PARAMETROS NO SIEMPRE ENCONTRAREMOS EL EXACTO QUE COINCIDA CON NUESTRO CASO, O QUE TENGAMOS VARIAS, POR EJEMPLO TIPOS DE RELLENO TOMAREMOS SIEMPRE UN RANGO DE VALORES DE CADA PARAMETRO SI FUESE NECESARIO LO QUE IMPLICA QUE Q TB SERA UN RANGO O BIEN ANTE SITUACIONES DELICADAS Y EN FUNCION DEL PROYECTISTA TOMAR EL MAS CONSERVADOR

Jw Factor de reducción por la presencia de   A B C D E F

agua.

Presión de Jw agua (Kg/cm2) pequeñas afluencias, 10

0,2-0,1

>10

0,10,05

Notas: Los valores de las clases C, D, E y F son meramente estimativos. Si

  SRF Las zonas débiles intersectan a la excavación, pudiendo producirse desprendimientos de roca a medida que la excavación del túnel va avanzando A Múltiples zonas débiles, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente, roca de 10 contorno muy suelta (a cualquier profundidad) B Zonas débiles aisladas, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente (profundidad de 5 la excavación ≤ 50 m) C Zonas débiles aisladas, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente (profundidad de 2,5 la excavación > 50m) D Múltiples zonas de fracturas en roca competente (libre de arcillas), roca de contorno suelta (a 7,5 cualquier profundidad) E Zonas de fractura aisladas en roca competente (libre de arcillas) (profundidad de excavación ≤ 5,0 50 m) F Zonas de fractura aisladas en roca competente (libre de arcillas) (profundidad de excavación > 2,5 50 m) G Terreno suelto, diaclasas abiertas, fuertemente fracturado, en terrones, etc. (a cualquier 5,0 profundidad) Nota: Se reducen los valores expresados del SRF entre un 20-50% si las zonas de fracturas solo ejercen cierta influencia pero no intersectan a la excavación. Rocas competentes, problemas tensionales en las rocas σc/σ1 σθ /σc SRF H Tensiones pequeñas cerca de la superficie, diaclasas abiertas >200 10, se tomará el valor 0,5 σc, σc es resistencia a compresión simple, σ1 y σ3 son las tensiones principales mayor y menor y σθ es la tensión tangencial máxima, estimada a partir de la teoría de la elasticidad. En los casos en los que la profundidad de la clave del túnel es menor que la anchura de la excavación, se sugiere aumentar el valor del factor SRF entre 2,5 y 5 unidades (véase clase H) Rocas deformables: flujo plástico de roca incompetente sometida a σθ /σc SRF altas presiones litostáticas O Presión de deformación baja 1-5 5-10 P Presión de deformación alta >5 10-20 Notas: Los fenómenos de deformación o fluencia de rocas suelen ocurrir a profundidades H>350Q1/3 (SINGH et alii., 1992). La resistencia compresión del macizo rocoso puede estimarse mediante la expresión: q(MPa)≈7·γ·Q1/3, donde γ es la densidad de la roca en g/cm3 (Singh,1993) Rocas expansivas: actividad expansiva química dependiendo de la presencia de agua. SRF R Presión de expansión baja 5-10 S Presión de expansión alta 10-15

DISEÑO EMPIRICO DE SOSTENIMIENTOS CRITERIO DE DISEÑO Para realizar el diseño del sostenimiento de un túnel, generalmente se sigue una metodología progresiva, que aplica sucesivamente criterios y procedimientos, en el siguiente orden: • Clasificaciones geomecánicas: basadas en distintos métodos empíricos generados a partir de la experiencia obtenida en la excavación de otros túneles, que dan un pre diseño muy ajustado del sostenimiento a instalar. • Métodos numéricos: una vez predefinidos los sostenimientos con los criterios basados en clasificaciones geomecánicas, se aplican a ellos métodos basados en el análisis de simulaciones numéricas utilizando códigos de elementos finitos o diferencias finitas. Son muy especializados, dando una valoración exacta del estado tensional del sostenimiento. Estas simulaciones numéricas trabajan generalmente en medio continuo. • Cálculos de bloques: basados en la teoría de bloques, que determinan dónde pueden existir bloques peligrosos en un macizo rocoso interceptado por diferentes discontinuidades. Los bloques se forman por la intersección de juntas y fracturas en el macizo rocoso. Estos cálculos son complementarios a los métodos numéricos, ya que estos últimos suelen trabajar en medio continuo.

TIPO DE SOSTENIMIENTO SEGÚN ÍNDICE RMR. BENIAWSKI Clase RMR I 100 - 81 II 80 – 61

III 60 – 41

IV 40 – 21

Excavación

Sostenimiento Bulones Sección completa Innecesario, salvo algún bulón Avances de 3 m. ocasional. Sección completa Bulonado local en con Avances de 1 – 1,5 clave, longitudes de 2 – 3 m. m y separación de 2 – 2,5 m. eventualmente con mallazo Avance y destroza Bulonado Avances de 1,5 a 3 sistemático de 3- 4 m con separaciones m. de 1,5 a 2m en Completar clave y hastiales. sostenimiento a 20 Mallazo en clave m del frente Avance y destroza Bulonado Avances de 1 a 1,5. sistemático de 4-5 m con separaciones Sostenimiento inmediato del de 1 1,5 m en clave hastiales con frente. Completar y sostenimiento a mallazo

Gunita No

Cerchas No

5 cm en clave para No impermeabilizació n

5 a 10 cm en clave No y 3 cm en hastiales

10 a 15 cm en clave. Y 10 cm en hastiales. Aplicación según avanza la excavación.

Cerchas ligeras espaciadas 1,5 m cuando se requieran.

menos de 10 m del frente. V Fases múltiples. Bulonado 15 – 20 cm en Cerchas Sostenimientos a partir del de índice Túneles de de 5sección de 15 herradura, máxima Avances 0,5 aRMR. 1 sistemático 6 clave, cm en pesadas ≤ 20 m. Gunitar m con separaciones hastiales y 5 cm en separadas anchura 10 m, máxima tensión vertical 250 Kp/cm2 ó 25 MPa. Tomado de inmediatamente el de 1- 1,5 m en clave el frente. 0,75 m con

Por último creemos de utilidad indicar algunas correlaciones que algunos autores han elaborado entre el RMR y otros parámetros, citadas igualmente por Bieniawski: •

CARGA SOBRE EL SOSTENIMIENTO:

100  RMR p  b 100

Donde γ es el peso específico de la roca y B el ancho del túnel. El término B * (100-RMR)/100 hace alusión a la “altura de roca que carga sobre el túnel). La presión P vendrá en las unidades coherentes con el peso especifico (MN/m2 o MPa) y el ancho o vano B (en m.). •

MODULO DE DEFORMACIÓN:

E m  2  RMR  100 Em: Módulo de deformación en GPa

E m  10

RMR 10 40

Inciso Que implican las correlaciones graficas particulares? Obtención de modulos para RMR y litotipos donde no tenemos ensayos de campo Modulos de deformacion

35

36

El rango de RMR-GSI ensayado coincide con el rango de RMR – GSI “esperable” (en rojo). Por le contrario si se precisase un valor del módulo para un rango mayor se deberia recurrir a dichas correlaciones (en verde), por ejemplo cálculos tenso deformacionales para terrenos atravesados buenos (categorías II RMR 60 – 80) 37

•

PARÁMETROS m Y s DE HOEK Y BROWN:

Roca excavada mecánicamente:

m  mi  e

RMR 100 28

se

RMR 100 9

Roca excavada mediante voladura:

m  mi  e

RMR 100 14

se

RMR 100 6

m, s: Parámetros del criterio de rotura de Hoek & Brown (4) mi: Parámetro m de la roca intacta, obtenido en laboratorio

• CORRELACIÓN CON LA CLASIFICACIÓN DE BARTON: (Según Bieniawski, 1976)

RMR  9.0  ln Q  44

RMR  10.5  ln Q  42 (Según Abad et al, 1983)

RMR  135 .  ln Q  43 (Según Rutledge, 1978)

•

TIEMPO DE ESTABILIDAD

En la figura inferior se observa el tiempo máximo de estabilidad de la excavación sin sostener, en función de la calidad de la roca (RMR) y del vano existente (normalmente la anchura del túnel). Bieeniawski (1989)

PREDISEÑO DE SOSTENIMIENTOS A PARTIR DEL INDICE Q

Para diseñar el sostenimiento a instalar, Barton utiliza las dimensiones de la excavación a realizar y el tipo de uso que se va a dar a la obra (ESR) para definir la “Dimensión equivalente” (De) de la excavación, que se obtiene como cociente entre el ancho o altura del túnel (B) y el factor ESR: ESR   Tipo de excavación

B De  ESR

RQD J r J w Q J n J a SRF

A B

C

D

E

Labores mineras de carácter temporal Galerías mineras permanentes, túneles de centrales hidroeléctricas (excluyendo las galerías de alta presión), túneles piloto, galerías de avance en grandes excavaciones, cámaras de compensación hidroeléctrica Cavernas de almacenamiento, plantas de tratamiento de aguas, túneles de carreteras secundarias y de ferrocarril, túneles de acceso. Centrales eléctricas subterráneas, túneles de carreteras primarias y de ferrocarril, refugios subterráneos para defensa civil, emboquilles e intersecciones de túneles. Centrales nucleares subterráneas, estaciones de ferrocarril, instalaciones públicas y deportivas, fábricas, túneles para tuberías

2- 5 1,6 2,0

–

1,2 1,3

–

0,9 1,1

–

0,5 0,8

–

ESR y De

Para los túneles de este proyecto, se considerará un valor ESR = 1, correspondiente a “Túneles Grandes de Carretera”. De este modo, la dimensión equivalente De = B. Como valor de B se toma la anchura de la sección, ya que es mayor que su altura. La dimensión máxima del Túnel de Arnotegi será de, aproximadamente, 14 m, y el diámetro equivalente, De, vendrá dado por la siguiente expresión:

B 14 De    14m ESR 1 Esta Dimensión Equivalente, junto con el valor de Q, sirve para definir nueve categorías de sostenimiento, basándose en pernos de anclaje repartido, hormigón proyectado reforzado con fibra de acero y cerchas de acero.

Esta Dimensión Equivalente, junto con el valor de Q, sirve para definir nueve categorías de sostenimiento, basándose en pernos de anclaje repartido, hormigón proyectado reforzado con fibra de acero y cerchas de acero. Las recomendaciones de Barton (1992), se resumen a continuación en forma de tabla. Es importante señalar, que estas recomendaciones constituyen tan solo una guía sencilla para el proyectista, que informa sobre los órdenes de magnitud a aplicar en las cuantías de sostenimiento. Sobre esta base, el proyectista podrá adoptar o no estos valores, de acuerdo a su criterio o experiencia.

S O S T E N IM IE N T O S S E G U N B A R T O N ( 1 9 9 2 )

F

E x c e p c io n a lm e n t e m a la

E x tre m e d a m e n te m a la

R O C A

E

D

M u y m a la

M a la

C

B

E x tre m a d . E x c e p . Buena Buena

20

2 ,5 m .

2 ,3 m .

1 ,7 m .

50 L U Z O A L T U R A (m ) / E S R

M uy Buena

Buena

100 2 ,1 m .

A

11

1 ,5 m . 1 ,3 m . 1 ,2 m .

7

1 ,0 m .

20

5

10

C C A 9

S fr + B 7

R R S+B 8

S fr + B 5

S fr + B 6

B (+ S )

B

4

3

sb 2

3

1

3 ,0 m .

5

2 ,4

2 ,0 m .

1 ,6 m .

2

1 ,5

1 ,3 m . 1 ,0 m .

1 0 ,0 0 1

(1 (2 (3 (4 (5 (6 (7 (8 (9

) ) ) ) ) ) ) ) )

sb B B (+ S ) S fr + B S fr + B S fr + B S fr, R R S + B C C A

0 ,0 0 4

0 ,0 1

0 ,0 4

S B B B H H H C H

0 ,1

in s o s t e n i m i e n t o u lo n a d o o c a s io n a l u lo n a d o s i s t e m á t ic o u lo n a d o s i s t e m á t ic o o rm ig ó n p r o y e c ta d o o rm ig ó n p r o y e c ta d o o rm ig ó n p r o y e c ta d o e rc h a s re fo rz a d a s d o rm ig ó n e n c o fr a d o

0 ,4

1

4

10

40

100

Q  y h o rm ig ó n p ro y e c ta d o (4 -1 0 c m ) r e f o r z a d o c o n f ib r a s ( 5 - 9 c m ) y b u r e f o r z a d o c o n f ib r a s ( 9 - 1 2 c m ) y b r e f o r z a d o c o n f ib r a s ( 1 2 - 1 5 c m ) y e h o r m ig ó n p r o y e c t a d o , h o r m i g ó n

lo n a d o u lo n a d o b u lo n a d o p r o y e c ta d o (> 1 5 c m ) y b u lo n a d o

RQ D J x Jn J

400

r a

x

1000

Jw SR F

L O N G IT U D D E B U L O N E S (m ) P A R A E S R = 1

G

D E

M e d ia

C L A S E S

La elección de sostenimientos según el índice Q de Barton se basa en el grafico de la figura de 1992. En ella se muestra de una manera intuitiva el sostenimiento que es necesario colocar según los valores de Q y de la Dimensión Equivalente. Aparecen nueve zonas en el gráfico, correspondiendo la número 1 a cuando no es necesario sostener, el número 2 al sostenimiento más ligero y así sucesivamente hasta el número 9, que es el sostenimiento más potente. Hay que señalar que esta última edición proporciona sostenimientos algo diferentes de la edición de 1974.

Además BARTON también da una orientación sobre otros parámetros de diseño del sostenimiento como por ejemplo, la longitud de pase (o máximo vano sin sostener, según el caso), que puede mantenerse estable sin sostenimiento Pase (m) = 2 * ESR * Q0,66 Para la longitud de los bulones, se puede emplear la siguiente expresión L = 2 + 0,15 * (B/ESR)

•

PRESIÓN SOBRE LA CLAVE: Con tres o más familias de juntas:

P 

2 Jr  3 Q

Con menos de tres familias de juntas:

2  Jn P 3  Jr  3 Q

•

PRESIÓN SOBRE LOS HASTIALES: Expresiones iguales a las anteriores, pero modificando el valor de Q con los siguientes criterios: - si Q>10, tomar 5Q - si 0.1 1 si Q ≤ 1

2.- Ajuste por orientación (Orientation Adjustment): Es de vital importancia la orientación del eje del pozo de Raise Boring con respecto a las discontinuidades dominantes (esquistosidad, buzamiento de capas). El efecto del conjunto de discontinuidades no es igual en las paredes del pozo que en la cara del mismo. Los factores de ajuste se presentan en la siguiente tabla: Juntas subhorizontales para cara ataque de pozo: 0- 30º buzamiento Pared del pozo. Juntas subverticales: 60-90º buzamiento Numero de discontinuidades principales 1 0,85 2 0,75 3 0,60 Factores de ajuste de la orientación de discontinuidades, para un pozo vertical Estos ajustes no implican que no se deba de hacer un estudio detallado de las posibles cuñas que se formen.

3.- Ajuste por meteorización (Weathering Adjustment) Es muy importante concocer el tipo y grado de meteorización del macizo rocoso circundante, especialmente para la estabilidad a largo plazo. Estos ajustes ya están parcialmente contemplados en el término Ja del índice Q. McCracken y Stacey (1989) recomiendan un ajuste adicional que contemplaría los posibles efectos de alteración en el largo plazo: Factor de corrección 0,9 Ligero 0,75 Moderado 0,5 severo

Grado de alteración en el largo plazo

Factor de corrección según el grado esperado de alteración en el largo plazo.

Acumulacion de ajustes Los factores que se han expuesto antes son acumulativos. Y el índice QR es el producto del índice Q obtenido de forma convencional multiplicado por estos tres factores. Tomamos como ejemplo un pozo en el que las paredes son intersectadas por dos juntas subverticales en una roca que se espera se altere de forma moderada. El índice Q original es de 4,2. Los factores de ajuste a emplear serían: Ajuste por paredes: 2,5 Ajuste por orientación: 0,75 Ajuste por meteorización: 0,75 El índice QR sería QR = Q * 2,5 * 0,75 * 0,75 = 1,4 * Q = 5,88 Conclusiones, estabilidad del hueco La aplicación más interesante es poder establecer una relación del vano estable con el índice de calidad del macizo rocoso. Los autores presentan el siguiente cuadro que relaciona el vano estable (diámetro de pozo) con el índice de calidad QR estimando un RSR de 1,3 (RSR es equivalente al índice ESR de Barton, remitimos al lector al articulo original de McCracken y Stacey (1989).

Aplicación del GSI y sostenimiento practico minero (SPM. Peru) El indice de Resistencia geológica GSI de Hoek y Marinos (2000). Pagina 25, capitulo 1, epigrafe 1.9.2 del manual

“En el criterio original se consideran 6 categorías de masas rocosas, pero para el presente manual se han considerado 5 categorías, para compatibilizar este criterio con el criterio RMR y las guías de clasificación antes presentadas. El Índice de Resistencia Geológica GSI considera dos parámetros: y la condición de la estructura de la masa rocosa la condición superficial de la misma” (SNMPE, 2004)

Caracterización geotécnica del macizo rocoso según el grado de fracturamiento y resistencia (se toma en cuenta la condición de discontinuidades).

La estructura de la masa rocosa considera el grado de fracturamiento o la cantidad de fracturas (discontinuidades) por metro lineal, según esto, las cinco categorías consideradas se definen así: . Masiva o Levemente Fracturada (LF) Moderadamente Fracturada (F) Muy Fracturada (MF) Intensamente Fracturada (IF) Triturada o brechada (T) La condición superficial de la masa rocosa involucra a la resistencia de la roca intacta y a las propiedades de las discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o alteración. Según esto, las cinco categorías consideradas se definen así: Masa rocosa Muy Buena (MB) Masa rocosa Buena (B) Masa rocosa Regular (R) Masa rocosa Mala (M) Masa rocosa Muy Mala (MM)

Como ejemplo de aplicación de este criterio, consideremos una roca que puede indentarse profundamente al golpearlo con la punta de la picota, correspondiéndole una resistencia muy baja. Si sus fracturas están muy abiertas con relleno de arcillas blandas, su condición será la de Muy Mala. Si esta roca tuviera 10 fracturas /metro, su clasificación según el GSI será: Moderadamente Fracturada y Muy Mala (F/MM) Cabe señalar que entre los diferentes criterios de clasificación geomecánica existen relaciones matemáticas para su correlación. Por ejemplo, el RMR de Bieniawski (1989) está correlacionado al Q (índice de calidad de la masa rocosa) de Barton (1974), por la expresión RMR = 9 lnQ + 44. Por otro lado, el RMR de Bieniawski (1989) está correlacionado al GSI de Hoek y Marinos (2000), por la expresión GSI = RMR - 5, para el caso RMR > 23 y considerando condiciones Secas.

Zonificación geomecánica de las labores mineras Cualquiera que sea el criterio de clasificación que se adopte en una mina, los valores de calidad de la masa rocosa deberán plotearse en los planos de las labores mineras. En estos planos serán delimitadas las zonas de similar calidad, así tendremos un plano de zonificación geomecánica de las diferentes labores mineras, como se muestra en el ejemplo. Es recomendable también que en las paredes de las labores mineras se marque con pintura la calidad de la roca, según códigos que se adopten para cada tipo de roca.

La citada zonificación puede elaborarse manualmente o cuando las minas lo dispongan, con paquetes como el MINESIGHT, DATAMINE, GEMCOM, VULCAN u otros. Estos últimos son particularmente útiles para zonas nuevas de un yacimiento donde la información que se dispone procede de los testigos de las perforaciones diamantinas. En cada zona geomecánica se deberá estandarizar las diferentes variables mineras, por ejemplo: La dirección de avance de la excavación. El ancho y altura de la excavación. El tiempo de exposición abierta de la excavación. El tipo de sostenimiento. El tiempo en el cual se debe instalar el sostenimiento y El tipo de voladura (breasting o realce), etc.

Estandares de sostenimientos de minas (manual SNMPE, 2004, p171) Se presenta a continuación ejemplos de aplicaciones geomecánicas de algunas minas peruanas ubicadas en las diferentes Sub Provincias Geomecánicas. Se debe aclarar que los estándares geomecánicos del minado que aquí se presentan, son válidos solo para las correspondientes minas y deben ser tomados como una simple referencia para otros casos. Es recomendable que cada unidad minera desarrolle sus propios estándares geomecánicos.

Metodología aplicación tablas geomecanicas (C. Vallejo)

Tabla 1: Descripción del índice de resistencia geológica GSI (modificado) Es una clasificación cualitativa dependiente de dos parámetros: Condiciones estructurales (cantidad de fracturas/m2, RQD ó espaciamiento), se considera el empaque y forma de las mismas. Condiciones superficiales (condición de las discontinuidades y resistencia de la roca intacta). Primeramente se observa la abertura de las discontinuidades, la forma y condición de las paredes y el relleno, si están cerradas se procede a determinar su resistencia con golpes o indentación de la picota. Con un flexómetro, en la superficie excavada y limpia, se selecciona un metro cuadrado y se determina la cantidad de fracturas existentes en esta área, las cuales deben tener una persistencia mayor de un metro.

Tabla 2: Valoración del índice de resistencia geológica GSI (modificado) Consiste en un ábaco, cuyos valores se han obtenido del GSI original y que se incluyen junto con la descripción del GSI modificado en el parámetro relacionado con las condiciones estructurales. Su relación con el sistema RMR89 es la siguiente: , no se considera en esta relación la corrección por orientación.

Tabla 3: SOSTENIMIENTO PRÁCTICO MINERO (SPM)

LUZ ____

DISEÑO DE SOSTENIMIENTO EN LABORES MINERAS SUBTERRANEAS SPM

ESR

TIPO DE ROCA SEGUN INDICE G.S.I. (modificado) T/MP

T/P

IF/P

IF/R

IF/B

MF/B

F/B

LF/B

IF/MP

MF/MP

MF/P

MF/R

F/R

LF/R

M/R

F/MP

F/P

LF/P

8

5

SIN SOPORTE O PERNO OCACIONAL

2

1

Q= RMR=

0.01

0.1

1

15

25

45

ESR=1.6(Lab. Perm.) =2.0(Lab. Vert.) =3.0(Lab. Temp.) SH(f) = SHOTCRETE CON FIBRA DE REFUERZO

Indice Q = RQD/Jn * Jr/Ja * Jw/SRF Indice RMR = 9 LnQ + 44 Indice GSI = RMR (seco) -5 (RELACIONES EMPIRICAS APROX.)

10 65

LONGITUD DE PERNOS labor menor 2.5 m= 1.2m labor entre 2.5m y 3.5m =1.5m labor entre 3.5m y 4.5m =1.8m labor entre 4.5m y 5.5m =2.4m labor mayor de 5.5m = 3.0m

100 85

Tabla 3: Diseño de sostenimiento en labores mineras subterráneas (SPM) Toma en cuenta la clasificación cualitativa del GSI y la relación entre el ancho o la altura de la excavación con el uso de la labor (ESR). El ESR en labores mineras permanentes es de 1.6, en labores de explotación es 3 a 4 y en labores verticales es 2 a 2.5.

Tabla 4: TIEMPO DE AUTOSOPORTE – BIENIAWSKI – 89

Tabla 4: Tiempo de autosoporte del macizo rocoso Se utiliza la tabla de autosoporte del RMR 89, según Bieniawski, obteniéndose este valor a partir de la relación del GSI con el RMR, mencionado en la tabla 2 y relacionándolo con el ancho o altura de la abertura.

Tabla 5: Factores influyentes en el comportamiento del macizo rocoso excavado En estos factores se incluyen el agua, los esfuerzos, la orientación de las discontinuidades y las condiciones de la excavación. Cuando se presenta un solo factor se ajusta únicamente el tiempo de autosoporte, cuando se presentan dos o mas se ajusta tanto el tiempo de autosoporte como el tipo de sostenimiento.

Tabla 5: FACTORES INFLUYENTES 1- Influencia del Agua •En rocas masivas y levemente fracturadas/ muy buenas a buenas, (MLF/MB-B) la presencia de agua no tiene influencia significativa. •En rocas moderadamente a muy fracturadas/ regulares, (F-MF/R), la influencia se debe a la presión y efecto lubricante. •En rocas moderadamente a muy fracturadas/ pobres a muy pobres, (FMF/P-MP), el efecto es inmediato, por actuar como lubricante y lavado de material fino de relleno en fracturas, acelerando el aflojamiento. •En rocas intensamente fracturadas /regulares pobres o muy pobres, (IF/R-P-MP), se produce el efecto anteriormente mencionado. •Se debe mencionar la presencia de aguas, debidas al relleno hidráulico, la composición del agua (pH) y la composición del relleno, en especial si son arcillas expansivas.

2- Influencia de los esfuerzos •Se concentran en puentes, pilares y frentes de excavación, al redistribuirse las presiones por el efecto de las aberturas. •Se originan por las presiones debido a la profundidad de la excavación, estructuras geológicas (fallas y pliegues), diques y arcillas expansivas. •Se reconocen por ruidos, descostramiento o lajamientos en paredes y techo, ocurrencia de filtraciones y presencia de estriaciones en el macizo rocoso. •Se pueden controlar con modificaciones en los diseños de minado, tamaño de aberturas y sistemas de soporte. •En macizos rocosos levemente fracturados/muy resistentes, se produce rotura frágil (descascaramiento, lajamiento y estallido de rocas). •En macizos rocosos muy a intensamente fracturados/pobre a muy pobre, se produce fluencia (convergencia o deformación de labores).

3- Influencia de la Orientación de las Discontinuidades •Son desfavorables o muy desfavorables las discontinuidades verticales y subverticales que se encuentren paralelas o subparalelas a las paredes o cajas de la excavación. •Son desfavorables o muy desfavorables, las discontinuidades horizontales o sub horizontales. •Este efecto se incrementa por tamaño de abertura, relleno de la discontinuidad, presencia de agua y presencia de esfuerzos.

4- Factores de excavación •Tamaño y uso de la abertura. •Distribución de taladros y diseño de voladura. •Colocación de los soportes adecuados después del tiempo de autosoporte del macizo rocoso. •Voladuras en labores cercanas. •Relajamiento progresivo de labores que no se han detectado ni controlado. •Métodos de minado.

CONCLUSIONES A LAS TABLAS Recomendaciones generales: Para el uso de estas tablas, la labor deberá estar recientemente excavada, de ser posible definirla antes de la limpieza del desmonte, ya que algunas labores, por su condición geomecánica, deben ser sostenidas de inmediato, antes de la limpieza. Para la elaboración de los planos geomecánicos, se debe tomar en cuenta la coloración definida para los diferentes tipos de soporte en la tabla 3, la cual no siempre corresponde a la clasificación descriptiva, debido a que el soporte inicial de acuerdo a esta clasificación puede ser modificado por la presencia de factores influyentes. Con el uso de estas tablas universales, se puede elaborar para cada unidad minera una tabla TMR (Tipos de Macizo Rocoso) o inclusive para diferentes sectores dentro de una unidad minera, que dependerán tanto de las condiciones naturales del macizo rocoso (resistencia, grado de fracturamiento y condición de fracturas), como de los factores influyentes presenten en dicha unidad o sector.

METODO GRAFICO