CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS Y DISEÑO EMPÍRICO DE SOSTENIMIENTOS
LUIS JORDA BORDEHORE (Dr. Ingeniero de Minas)
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Modelamiento geomecánico: 2D y 3D Diseño y Supervisión obras subterráneas: túneles y minas Sucursal del Perú Estudio patologías Av. Del Pinar 124.Of 303. Surco. Informes geotécnicos y geomecánicos Lima
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ÍNDICE 1.
PREFACIO .................................................................................................. 3
2.
INTRODUCCION ........................................................................................ 4
3.
CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR (BIENIAWSKI) ......................... ............ ............... 7
4.
CLASIFICACION GEOMECÁNICA GEOMECÁNICA Q .......................... ............. .......................... .......................... ................ ... 11
5.
OTRAS CLASIFICACIONES .................................................................... 19 5.1
CLASIFICACIÓN DE TERZAGHI .............................................................................. .......... 19
5.2
CLASIFICACIÓN DE PROTODYAKONOV ........................................................................ 19
5.3
CLASIFICACIÓN DE LAUFFER ....................................................................... .................... 19
5.4
CLASIFICACIÓN RQD ........................................................................................................... 19
5.5
CLASIFICACIÓN RSR ............................................................................... ............................. 20
5.6
CLASIFICACIÓN DE GONZÁLEZ VALLEJO .......................................................... .......... 20
5.7
CLASIFICACIÓN SMR ........................................................................................................... 20
6. ESTACIONES GEOMECÁNICAS. DESCRIPCION DE LOS MACIZOS ROCOSOS ....................................................................................................... 23 6.1
ESTACIONES GEOMECANICAS................................................... .......................................................................................... ....................................... 23
6.2 DESCRIPCIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS EN CAMPO C AMPO ........................................... 24 6.2.1 ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO. SUPERFICIES DE DISCONTINUIDAD.... 24 6.2.2
CARACTERES GEOMECÁNICOS DE LAS DISCONTINUIDADES ........................... 25
6.2.3
ESPACIADO ........................................................... ........................................................... 26
6.2.4
CONDICIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES ............................................................... 26
6.2.5
CÁLCULO DEL RQD ................................................................................... .................... 33
6.2.6
RESISTENCIA A COMPRESIÓN UNIAXIAL DE LA MATRIZ ROCOSA .................. 35
6.2.7
CIRCULACIÓN DE AGUA .......................................................................... .................... 37
7.
DISEÑO EMPIRICO DE SOSTENIMIENTOS ........................................... 39 7.1
GENERALIDADES ........................................................ ........................................................... 39
7.2
CRITERIO DE DISEÑO .......................................................... ................................................. 40
7.3
TIPO DE SOSTENIMIENTO SEGÚN ÍNDICE RMR. BENIAWSKI................................. 40
7.4
PREDISEÑO DE SOSTENIMIENTOS A PARTIR DEL INDICE Q .................................. 45
7.5
TRAMIFICACION GEOTÉCNICA DE TÚNELES.................................................... .......... 52
8.
LEVANTAMIENTOS GEOMECÁNICOS DE FRENTES........................... 53
9.
SISTEMA GSI ........................................................................................... 57
10.
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS ..................................................... 62
11.
RECURSOS ON LINE ........................................................................... 63
1. PREFACIO Hoy en día existe una metodología internacionalmente aceptada para el estudio y diseño de las obras subterráneas excavadas en roca. Los pasos a seguir para la caracterización del macizo rocoso y los modelos de análisis son comunes entre los ingenieros del mundo entero de tal forma que existe ya un vocabulario común (entendible por cualquier proyectista y contratista de obras subterráneas). La evaluación empírica del sostenimiento de obras subterráneas se realiza empleando las CLASIFICACIONES GEOMECANICAS RMR y Q, una puntuación del macizo rocoso en base al cual se establecen diversas categorías de sostenimiento. El análisis de gabinete empieza por una caracterización y evaluación inicial de la estabilidad y el sostenimiento a partir de estas clasificaciones geomecánicas así como una posterior validación mediante métodos numéricos.
Figura 1: Después de la voladura y el saneo el especialista pasa a realizar el levantamiento del frente. Túnel de Churriana, Málaga España
3
2. INTRODUCCION 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). Entre las distintas clasificaciones para túneles propuestas hasta el presente sobresalen las de TERZAGHI (1946), LAUFFER (1958), DEERE et al (1967), WICKHAM et al (1972), BENIAWSKI (1973) y BARTON et al (1974). De ellas solamente las dos últimas proporcionan procedimientos cuantitativos aplicables a los modernos sistemas de sostenimiento y construcción de túneles. Dichos métodos parten de la combinación de algunos de los siguientes parámetros del macizo rocoso: •
Resistencia a compresión simple del material rocoso.
•
RQD.
•
Espaciado de discontinuidades.
•
Orientación de las discontinuidades.
•
Condiciones
de
las
discontinuidades
(continuidad,
meteorización y relleno). •
Estructuras geológicas y fallas individualizadas.
•
Filtraciones. 4
separación,
rugosidad,
•
Estado tensional.
La gran aportación de estas clasificaciones ha sido la de parametrizar y establecer un lenguaje común entre geólogos, ingenieros y constructores. 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. 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. Las clasificaciones pueden usarse en la etapa de Proyecto y también durante la Obra. En la etapa de Proyecto, permiten estimar el sostenimiento necesario en base a las propuestas del autor de cada sistema de clasificación, mientras que durante la Obra, permiten evaluar la calidad del terreno que se va atravesando conforme avanza la excavación del túnel o la galería y aplicar el sostenimiento correcto en cada caso. En los esquemas que siguen se muestran las actividades concretas a efectuar en las dos etapas que se han considerado.
Etapa de Proyecto.- Las actividades típicas que se realizan durante el Proyecto en relación con las Clasificaciones Geomecánicas son las siguientes: •
Efectuar el Estudio Geológico de la traza por donde va a discurrir el túnel o galería. Evaluar litologías, resistencia de la roca, estado de las juntas y presencia de agua.
•
Dividir el perfil longitudinal de la obra subterránea en tramos de características similares.
•
Calcular el índice de clasificación de cada tramo. Es conveniente el uso de al menos dos sistemas de clasificación, los más habituales son el de Bieniawski y el de Barton.
•
Asignar a cada tramo un sostenimiento, en función del índice de calidad obtenido de las propuestas del sistema de clasificación y de la propia experiencia del proyectista.
Etapa de obra .- Durante la Obra las Clasificaciones Geomecánicas se usan según se explica a continuación: 5
•
Es necesario tener previstos varios tipos de sostenimiento y los criterios para aplicar cada uno de ellos. Generalmente estos deberán venir incluidos en el Proyecto Constructivo del túnel o de la mina.
•
En cada avance calcular en el frente el índice de calidad de la roca (RMR, Q, otros). Para ello es conveniente usar unas planillas (estadillos) que se rellenan en el propio tajo.
•
En función del índice de calidad obtenido y de otros criterios que pudiera haber definidos (algunos pueden basarse en experiencias locales, proyectista, condicionantes específicos, etc.), aplicar el tipo de sostenimiento correspondientes REGISTRO GEOTÉCNICO DEL FRENTE EN AVANCE
NOMBRE DEL TUNEL
SITUACIÓN DEL FRENTE EN AVANCE: Calzada:
Boca:
Fecha:
P.K inicio:
P.K. Final:
Hora: Tapada:
Actividades en curso:
GEOLOGÍA:
E s c a l a
Clave
5m 4m 3m 2m 1m
Hastial Izq.
Hastial Dch 1m
2m
3m
4m
5m
6m
7m
8m
9m
10 m 11 m 12 m 1 3 m 14 m
Escala
MATRIZ ROCOSA Litología
PLANOS DE DISCONTINUIDAD Alteración (I a V)
σc
(1) (2) (3) (4) (5)
Tipo
DipDir Buzam.Persis t. Separ. (º) (º) (m) (m)
Apert. R ugos. (mm)
R elle no
JRC0
(A) (B) (C) (D) (E)
AGUA: CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS: Jn
RQD
Jr
Ja
Q asignado: Jw
SRF
Jr / Ja
Q (Barton) Max =
σc
RQD
Separac. Junt.
Condic. Junt.
Agua
Jv (m -1)
Vb (m3)
Estado junta
jL
jR
Orientación Juntas
Max =
jA
jC
Min =
RMR (Bieniawski, 1989) Min =
GSI (Cai&Kaiser, 2004) Max =
Min =
AVANCE PROPUESTO: Método Excavación:
Longitud de Pase:
Tipo de Sostenimiento:
Tratamientos Especiales:
OBSERVACIONES:
Realizado:
Supervisado:
Nº FICHA Fecha:
Fecha:
Figura 2: Estadillo en bruto para ambos RMR y Q en un frente de túnel por Nuevo Método Austriaco. Fuente: Geoconsult 2009 6
3. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR (BIENIAWSKI) El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por Z.T. Bieniawski (2) durante los años 1972-73, 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. 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 : RMR10
4-10
2-4
1-2
Compr. simple
>250
100-250
50-100
25-50
5-25
1-5
< 1
Valoración
15
12
7
4
2
1
0
RQD
90-100
75-90
50-75
25-50
2 m
0.6-2 m
0.2-0.6 m
0.06-0.2m
45°
Buzamien: 20-45°
Buz.>45°
Buzamien: 20-45°
Muy favorable
Favorable
Medio
Desfavorable
Muy desfavorable
Medio
Desfavorabl e
Tabla 3: Clasif. Geomec. Bieniawski: Orientación de las diaclasas 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 años 5 metros
6 meses 8 metros
1 semana 5 metros
10 horas 2.5 metros
Cohesión (MPa)
>0.4
0.3-0.4
0.2-0.3
0.1-0.2
45°
35-45°
25-35°
15-25°
15°
30 minutos 1 metro
Tabla 4: Clasif. Geomec. Bieniawski: Clasificación y características
PARÁMETRO Persistencia Apertura Rugosidad
VALORACIÓN 20 m
6
4
2
1
0
Nada
5 mm
6
5
4
1
0
Muy rugosa
Rugosa
Ligeramente rugosa
Ondulada
Suave
6
5
3
1
0
Ninguno Relleno Alteración
Relleno duro
Relleno blando
5 mm
5 mm
6
4
2
2
0
Inalterado
Ligeramente alterado
Moderadam. alterado
Muy alterado
Descompuesto
6
5
3
1
0
Tabla 5: Guía para valorar el estado de las discontinuidades (según Bieniawski)
10
4. 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: Q=
RQD Jr Jw Jn
⋅
⋅
Ja SRF
Donde cada parámetro representa lo siguiente: •
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. Para la obtención de cada uno de los cinco últimos parámetros, Barton aporta unas tablas donde se obtienen los valores correspondientes en función de descripciones generales del macizo rocoso. De esta forma los diferentes cocientes tienen una significación especial: •
(RQD/Jn) indica el tamaño de bloque.
•
(Jr /Ja) la resistencia al corte entre los bloques.
•
(Jw/SRF) la influencia del estado tensional, de difícil interpretación. 11
A continuación se indica el modo de valorar los diferentes parámetros 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.
Tabla 6: Calidad del testigo “RQD” en la clasificación Q de Barton. A
Roca masiva, sin diaclasar o con fisuración escasa
0,5 – 1,0
B
Una familia de diaclasas
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 muy fracturada, roca en terrones
15
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)
Tabla7: Valoración del índice de diaclasado Jn en la clasificación Q de Barton.
12
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 1,0 impedir el contacto de las caras de la discontinuidad.
J
Zona arenosa, de gravas o triturada con un espesor suficiente para 1,0 impedir el 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 Tabla 8: Valoración del índice de rugosidad Jr de las discontinuidades, en la clasificación Q de Barton.
13
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
25º-
1,0
35º C
D
E
Planos de discontinuidades ligeramente alterados. Presentan minerales no
25º-
reblandecibles, partículas arenosas, roca desintegrada libre de arcillas, etc.
35º
Recubrimientos de arcillas limosas o arenosas. Fracción pequeña de arcilla (no
20º-
blanda)
25º
Recubrimientos de arcillas blandas o de baja fricción, es decir, caolinita o mica.
8º-
También clorita, talco, yeso, grafito, etc., y pequeñas cantidades de arcillas
16º
2,0
3,0
4,0
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.
25º-
4,0
30º G
H
J
Fuertemente sobreconsolidados, con rellenos de minerales arcillosos no blandos
16º-
(continuos, pero con espesores inferiores a 5mm)
24º
Sobreconsolidación media a baja, con reblandecimiento, rellenos de minerales
12º-
arcillosos (continuos, pero de espesores inferiores a 5mm)
16º
Rellenos de arcillas expansivas, es decir, tipo montmorillonita (continuos, pero
6º-
con espesores inferiores a 5mm). El valor de Ja depende del porcentaje de
12º
6,0
8,0
8-12
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 las
N
6º-
6,8
ó
descripción de las condiciones de las arcillas)
24º
8-12
Zonas o bandas de arcillas limosas o arenosas, con pequeñas fracciones de
-
5,0
Zonas o bandas continuas de arcilla, de espesor grueso (ver clases G, H y J, para
6º-
10,13 ó
la descripción de las condiciones de las arcillas)
24º
13-20
arcillas no reblandecibles O,P,R
Tabla 9: Valoración del índice de alteración de las discontinuidades Ja, en la clasificación Q de Barton. 14
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).
Presión de agua (Kg/cm2)
Jw
A
Excavaciones secas o pequeñas afluencias, inferiores a 5 l/min, de forma localizada
10
0,2-0,1
F
Afluencia excepcionalmente alta, o presión elevada de carácter persistente, sin disminución apreciable
>10
0,1-0,05
Notas: Los valores de las clases C, D, E y F son meramente estimativos. Si se acometen medidas de drenaje, puede incrementarse el valor Jw No se han considerado los problemas especiales derivados de la formación de hielo
Tabla 10: Factor de reducción por la presencia de agua.
15
17
17
Tabla 11: Valoración de las condiciones tensionales de la roca (SRF) de la clasificación Q de Barton.
Como resultado el índice Q puede valorarse como:
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
Tabla 11: Valoración de las condiciones tensionales de la roca (SRF) de la clasificación Q de Barton.
Como resultado el índice Q puede valorarse como:
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
Tabla 12: Puntuación de la clasificación Q de Barton.
18
5. OTRAS CLASIFICACIONES Se explican brevemente a continuación las características de otros sistemas de clasificación geomecánica, pero sin entrar en el contenido concreto de las mismas ya que hoy en día son poco utilizados.
5.1 CLASIFICACIÓN DE TERZAGHI La Clasificación de Terzaghi fue propuesta por este autor en 1964. Clasifica los terrenos en 9 tipos: los tipos 1 al 5 son diversas calidades de roca, el tipo 6 son arenas y gravas, el tipo 7 y 8 son arcillas, y el tipo 9 son terrenos expansivos. Para cada uno de ellos da una carga de roca sobre el revestimiento del túnel en función de las dimensiones de éste, de la profundidad y de la densidad de la roca.
5.2 CLASIFICACIÓN DE PROTODYAKONOV Es una clasificación que fue usada en los países del Este de Europa. Se basa en clasificar los terrenos asignándoles un parámetro "f" llamado coeficiente de resistencia a partir del cual se definen las cargas que actúan sobre el revestimiento. El valor de f se obtiene en rocas a partir de la resistencia a compresión simple y en suelos a partir de la cohesión y el ángulo de rozamiento.
5.3 CLASIFICACIÓN DE LAUFFER Se definen siete clases de terreno, denominadas A, B,..., G, a partir de características generales. En un ábaco se muestra el tiempo de estabilidad de la excavación sin sostener en función de la clase de terreno y del vano máximo del túnel.
5.4 CLASIFICACIÓN RQD Fue propuesta por Deere y se basa en clasificar el terreno únicamente por el valor del Rock Quality Designation o RQD. Según el valor de este parámetro se proponen unos ciertos sistemas de sostenimiento.
19
5.5 CLASIFICACIÓN RSR Fue definida por Wickham et al en 1972, y es el antecesor inmediato del sistema RMR. Se basa en obtener un índice de calidad de la roca llamado RSR (Rock Structure Rating). El RSR se obtiene como suma de tres parámetros: RSR = A + B + C, y tiene un valor comprendido entre 0 y 100, al igual que el RMR. El parámetro A tiene un valor máximo de 30 puntos, y depende de la litología y de la estructura del macizo rocoso. El parámetro B tiene un valor máximo de 50 puntos, y es función de la orientación de las juntas con respecto al eje del túnel y de la separación entre diaclasas de la misma familia. Por último, el parámetro C tiene un valor máximo de 20 puntos, y depende de la presencia de agua y del estado de las diaclasas. El autor propone unas tablas de doble entrada en donde se obtienen los tres valores A, B y C. Posteriormente aporta unas expresiones para calcular la carga de la roca sobre el revestimiento en función del RSR y de las dimensiones del túnel.
5.6 CLASIFICACIÓN DE GONZÁLEZ VALLEJO Propuesta por este autor español en 1983, esta clasificación es una adaptación de la Clasificación de Bieniawski para ser aplicada conociendo únicamente datos superficiales. Además de los parámetros que incluye el sistema RMR, se usan: la historia tectónica del macizo, la durabilidad de la roca, el método de excavación y el tiempo que va a estar el túnel sin sostener.
5.7 CLASIFICACIÓN SMR La clasificación SMR la estableció ROMANA primero como una modificación de los factores de corrección del índice RMR para taludes(ROMANA 1985), posteriormente como una clasificación geomecánica “sensu stricto” (ROMANA, 1993, 1995). El índice SMR para la clasificación de taludes se obtiene del índice RMR básico sumando un factor de ajuste, que es función de la orientación de las juntas (y producto de tres subfactores) y un factor de “excavación” que depende del método utilizado: SMR = RMR + (F1 x F2 x F3 ) + F4 El factor de ajuste de las juntas es producto de tres subfactores:
20
F1: depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y de la cara del talud. Varía entre 1.00 (cuando ambos rumbos son paralelos) y 0.15 (cuando el ángulo entre ambos rumbos es mayor de 30º y la probabilidad de rotura es muy baja). Estos valores establecidos empíricamente, se ajustan aproximadamente a la expresión: F1 = (1 – sen (aj – as) )2 F2 depende del buzamiento de la junta de rotura plana. En cierto sentido es una medida de la probabilidad de la resistencia a esfuerzo cortante de la junta. Varía entre 1,00 (para juntas con buzamiento superior a 45º) y 0,15 (para juntas con buzamiento inferior a 20º). Fue establecido empíricamente pero puede ajustarse aproximadamente según la relación: F2 = (tg2 bj )2 Donde bj es el buzamiento de la junta. F2 vale 1,00 para las roturas por vuelco. F3 refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el talud. Se han mantenido los valores propuestos por BIENIAWSKI en 1976 que son siempre negativos: FACTOR DE AJUSTE F3 PARA LAS JUNTAS (ROMANA, 1985) Caso
Muy favorable
Favorable
Normal
Desfavorable
Muy desfavorable
[AJ-AS] [¿??
> 30º
30º - 20º
20º - 10º
10º- 5º
10º
10º - 0º
0º
0º - (-10º)
< - 10º
Bj+bs
< 110º
110º - 120º
> 120º
-6
-25
P T
P/T
F3
- 50
Tabla 13: Factor de ajuste para a las juntas (ROMANA, 1985).
21
-60
FACTOR DE AJUSTE SEGÚN EL MÉTODO DE EXCAVACIÓN (ROMANA, 1985) Método
Talud natural
Precorte
Voladura suave
Voladura mecánico
F4
+ 15
+ 10
+8
0
o Voladura deficiente -8
Tabla 14: Factor de ajuste según el método de excavación (ROMANA, 1985). CLASES DE ESTABILIDAD SEGÚN EL SMR (ROMANA, 1985) Clase nº
V
IV
III
II
I
SMR
0 - 20
21 - 40
41 - 60
61 - 80
81 – 100
Descripción
Muy mala
Mala
Normal
Buena
Muy buena
Estabilidad
Totalmente inestable
Inestable
Parcialmente estable
Estable
Totalmente estable
Roturas
Grandes Juntas o Algunas juntas roturas por grandes cuñas o muchas planos cuñas continuos o por masa
Algunos bloques
Ninguna
tratamiento
Reexcavación
Ocasional
Ninguno
Corrección
Sistemático
Tabla 15: Clases de estabilidad según SMR (ROMANA, 1985).
Roturas planas
Roturas en cuña
SMR > 60
Ninguna
SMR > 75
Muy pocas
60 > SMR > 40
Importantes
75 > SMR > 49
Algunas
40 > SMR > 15
Muy grandes
55> SMR > 40
Muchas
Roturas por vuelco
Roturas completas, tipo suelo
SMR > 65
Ninguna
SMR > 30
Ninguna
65 > SMR > 50
Menores
30 > SMR > 10
Posible
40 > SMR > 30
Muy grandes Tabla 16: Tipos más habituales de inestabilidad según el SMR.
22
6. ESTACIONES ESTACIONES GEOMECÁNICAS. GEOMECÁNICAS. DESCRIPCION DE LOS MACIZOS ROCOSOS 6.1 ESTACIONES GEOMECANICAS GEOMECANICAS Una vez conocida la metodología teórica y de cálculo de gabinete, es cuando se deben de realizar estadillos de campo lo más simplificado posibles con objeto de que sean fácilmente “rellenables”. No debemos olvidar que una cosa es la teoría y el trabajo en gabinete “a la lumbre” y otra bien distinta tomar datos en campo con viento y frío o en el interior de una húmeda galería. No podemos pretender rellenar estadillos complejos. Es necesario tomar todos los datos posibles de campo, pues a menudo, no se puede volver al punto de medición. Tal es el caso de la excavación de una galería de avance o un frente de túnel. En otras ocasiones, es simplemente difícil o antieconómico el regresar sin causa justificada salvo s alvo una deficiente toma de datos. La información que qu e “traigamos” “traigamos ” en el estadillo debe de ser lo más completa posible. Por otro lado estos estadillos de campo deben de llevar un formato absolutamente paralelo a la metodología de interpretación que después seguiremos en gabinete. En los últimos años se han puesto “de moda” estadillos de campo a partir de hojas de cálculo Excel que son prácticamente las mismas que después tomaremos para obtener los parámetros de juntas, matriz rocosa y macizo rocoso. Una estación geomecánica es un conjunto de observaciones ordenadas en un entorno con objeto de valorar un macizo rocoso. Se asumen a un único punto y agrupan observaciones de juntas y de matriz rocosa para dar un valor al conjunto denominado “macizo rocoso”. En general de observan juntas y litología en un entorno de unos 5 m del punto en el que investigamos. Se establecen tantas como zonas diferenciadas claramente veamos.
23
Figura 3: Realización de una estación geomecánica en un realce de la mina de San Marcelino, en Colmenar Viejo.
Nótese como una persona rellena el estadillo mientras la otra aplica el esclerómetro contra la roca. En minas de este tipo las condiciones son penosas, por lo que es muy recomendable trabajar en parejas.
6.2 DESCRIPCIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS EN CAMPO 6.2.1 ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO. SUPERFICIES DE DISCONTINUIDAD Una discontinuidad es una superficie del macizo rocoso que está abierta o puede abrirse fácilmente a causa de tensiones inducidas por la excavación. Las superficies de discontinuidad aparecen durante la formación de la roca (planos de estratificación, laminación, foliación, disyunción, etc.) o posteriormente por causas tectónicas (esquistosidad, pizarrosidad y las fracturas: fallas y las diaclasas (estas últimas denominadas vulgarmente “juntas”). Las fracturas son planos de discontinuidad originados origina dos cuando la roca ha estado sometida a un esfuerzo tectónico que sobrepasó su límite de rotura. Consideramos dos tipos de fracturas: fallas y juntas. La falla se origina cuando las dos secciones que separan la fractura han sufrido desplazamiento, una respecto de la otra, paralelamente a la fractura. La magnitud del desplazamiento puede variar entre milímetros hasta decenas de kilómetros. Se denomina junta cuando el desplazamiento relativo entre secciones es nulo o prácticamente nulo. 24
6.2.2 CARACTERES GEOMECÁNICOS DE LAS DISCONTINUIDADES En geotecnia la tendencia es definir las discontinuidades por la dirección de buzamiento y el buzamiento (en inglés: DIP-DIR y DIP). Así 240/20 indica una dirección de buzamiento N240ºE y un buzamiento de 20º. Trabajaremos en todo momento con rumbos y direcciones (de planos y de taludes y galerías) referidos todos al Norte Magnético. Como regla sencilla para recordar, la dirección de buzamiento es la de la línea de máxima pendiente del plano, marcada por el recorrido que llevaría una gota de agua que deslizase por la superficie
Figura 4: Esquema de la representación geomecánica de una discontinuidad, según HOEK, KAISER y BAWDEN (1995).
Figura 5: El vector que forma el lapicero marca la dirección de buzamiento (DIPDIR) y el buzamiento (DIP) 25
6.2.3 ESPACIADO Es el parámetro 3 de la determinación del RMR (RMR3) El espaciado de las discontinuidades es un factor que influye en el tamaño de los bloques de roca (caída de cuñas), así como en la permeabilidad del macizo rocoso (permeabilidad secundaria o por fracturación) que condiciona la circulación de agua. El espaciado es la separación en perpendicular de dos juntas de una misma familia. Cuanto más separadas estén las juntas más estable y resistente será el macizo rocoso. Este parámetro es de crucial importancia para los cálculos “realistas” de cuñas y para estudiar el efecto de escala en el criterio de rotura de Hoek – Brown; no en vano este criterio es aplicable o bien a macizos rocoso sin fracturas o bien intensamente fracturados de tal forma que se trata de un medio continuo homogéneo y sin direcciones preferentes de anisotropía.
Figura 6: nótese el espaciado de las juntas (en este caso asociadas a una falla de tipo normal). Muralla de la Valetta (Malta, 2011)
6.2.4 CONDICIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES Es el parámetro 4 de la clasificación de Bieniawski. Seguimos la nomenclatura de la descripción del RMR y subvididimos la condición o estado de las discontinuidades en 5 subcategorías 26
•
Longitud o persistencia o continuidad
•
Apertura
•
Rugosidad
•
Relleno
•
Meteorización (en ingles weathering)
6.2.4.1 Persistencia
El concepto de persistencia se refiere a la extensión o tamaño de una discontinuidad. Este parámetro se puede estimar (en ausencia de excavación) observando las longitudes de las superficies estudiadas en los afloramientos.
Figura 7: nótese la continuidad o persistencia de la junta, que abarca más de 5 metros, todo el afloramiento visible
Es habitual distinguir la continuidad de un estrato o diaclasa según la dirección de rumbo o buzamiento. Se trata de indicar desde donde empieza y hasta donde llega la junta en varias direcciones. Tiene gran importancia en el estudio de la estabilidad de taludes puesto que marca la extensión de los posibles deslizamientos planos y el tamaño de las cuñas que puedan formarse. 27
6.2.4.2 Apertura Es la separación entre los labios de las discontinuidades. Cuanta más separación más inestable es el conjunto, siendo además zonas de preferencia para la circulación de agua y la presencia de materiales arcillosos que restan resistencia al macizo
Figura 8: apertura de las juntas (Fuente: SNMPE, 2004)
6.2.4.3 Rugosidad Es la aspereza o irregularidad de la superficie de la discontinuidad. Cuanto mas rugosa sea mayor será la resistencia de los labios de la discontinuidad. Intuitivamente tiene implicación en la cohesión y ángulo de fricción de la junta, es decir en la denominada resistencia al corte. La importancia de la rugosidad disminuye al aumentar la apertura, el espesor del relleno o cualquier desplazamiento sufrido con anterioridad. Empleamos los perfiles normalizados que indican ondulación en una parte y JRC (rugosidad) en la otra. Bajo estas líneas presentamos uno
28
Figura 9: Perfiles normalizados para la obtención del JRC. Nótese que la escala es de 10 cm.
Figura 10: nótese la escasa rugosidad (junta plana) de la discontinuidad de la imagen. Hay que considerar el efecto de escala en las observaciones, pues ala vista esta junta tendría un JRC de 2 para una escala de 2-3 m, pero en una microescala de 10 cm probablemente estaría más en el rango de 6.
29
Es importante considerar los efectos de escala, dada las correcciones que deben de realizarse después. Por tanto en los croquis de campo será crucial representar una escala grafica
6.2.4.4 Relleno Se debe de indicar si no hay, si este es duro (filón) o de arcilla, etc. Con el espesor que deberá más o menos coincidir con la apertura de la junta; a excepción de que sólo tengamos parte de la junta rellena (algo no muy frecuente).
Figura 11: discontinuidad correspondiente a la estratificación, en calizas, con rellenos de arcilla de descalcificación. Estudio geotécnico en refugios excavador en la roca en las murallas de La Valetta, Malta (2011)
6.2.4.5 Meteorización La meteorización de las rocas se refiere a la modificación en la composición o estructura de una roca situada en la superficie terrestre o en sus proximidades, debido a la acción de los agentes atmosféricos (Ramírez, 1991). La descripción del estado de meteorización del material rocoso es de particular importancia al considerar las rocas desde el punto de vista resistente, ya que la meteorización tiene efectos profundos en las propiedades físicas y mecánicas del material rocoso.
30
La ISRM en su publicación de 1978 “Suggsted Methods for the Quantitative Description of Discontinuities in Rock Masses”
establece unas tabla con los criterios para clasificar tanto la
masa rocosa como de los labios o paredes de las discontinuidades. En primer lugar indica que debe de describirse el grado de meteorización (o alteración) de la masa rocosa como un todo (tabla 17). Estos términos son generales y pueden modificarse para ajustarse a situaciones y materiales específicos (tabla 19). Termino
Descripción
grado
Fresco
No se aprecian signos visibles de alteración; como mucho ligeras decoloración en las discontinuidades mas relevantes
I
Ligeramente meteorizado
La decoloración indica meteorización del material rocoso y de las superficies de las discontinuidades. Todo el material rocoso puede estar descolorido por efecto de la meteorización y puede haber ciertas zonas más débiles externamente que en condiciones frescas (sanas)
II
Moderadamente meteorizado
Menos de la mitad del material rocoso esta descompuesto o desintegrado en suelo. Hay presente zonas de roca sana o descolorida a modo de entramado discontinuo o como fragmentos aislados.
III
Muy meteorizado
Más de la mitad del material rocoso esta descompuesto o desintegrado en suelo. Hay presente zonas de roca sana o descolorida a modo de entramado discontinuo o como fragmentos aislados.
IV
Completamente meteorizado
Todo el material rocoso esta descompuesto o desintegrado y ha dado paso a un suelo. La estructura original del macizo rocoso esta sensiblemente intacta
V
Suelo residual
Toda la roca se ha convertido en suelo. La estructura del macizo rocoso y la fábrica han desaparecido. Hay un gran aumento de volumen, pero el suelo no ha sido transportado de forma significativa
VI
Tabla 17: descripción de la meteorización de la masa rocosa (traducido de la ISRM, 1978).
Por su parte el grado de meteorización del material rocoso de las paredes de las discontinuidades (ISRM, 1978) debe de describir según la tabla 18, inferior Término
descripción
Fresco
No hay signos visibles de meteorización del macizo rocoso.
descolorido
El color es distinto del que tenía el material original sano. Hay que indicar el grado de cambio de color original. También hay que mencionar el caso en el que el cambio de color sólo afecta a determinados minerales.
descompuesto
La roca está meteorizada hasta alcanzar el grado de un suelo en el que la fábrica del mineral todavía permanece intacta, pero algunos o todos los granos minerales están descompuestos
desintegrado
La roca está meteorizada hasta alcanzar el grado de suelo en el que la fábrica del mineral original todavía permanece intacta. La roca es friable, pero los granos del mineral no están descompuestos
Tabla 18: grado de meteorización de los labios de las discontinuidades (Fuente: Ramírez, 1991, modificado a partir de la ISRM, 1978) 31
Figura 12: Meteorización por efecto de agentes eólicos y a su vez meteorización química por efecto de la contaminación (Grado II o a lo sumo III de la ISRM) La pared lleva 400 años sometida a la intemperie. Muralla de La Valetta, 2011
Figura 13: El mismo macizo rocoso de la figura anterior pero con grado de alteración I, completamente sano a partir de una profundidad de 30 cm. Puesto de manifiesto por refugios de la segunda guerra mundial (70 años)
32
Grado de meteorización
denominación
Criterios de reconocimiento
I
Sana
Roca no meteorizada. Las micas y los feldespatos están lustrosos.
II
Sana con juntas teñidas de Las caras de las juntas están manchadas o cubiertas óxidos con hematites y limonita, pero el bloque de roca entre juntas no está meteorizado.
III
Moderadamente meteorizada
Claramente meteorizada a través de la petrofábrica que se observa por manchas de óxidos de hierro y ligera descomposición de los feldespatos, pero la resistencia es muy similar a la roca sana.
IV
Muy meteorizada
Meteorización acusada de conjunto, pero con resistencia tal, que piezas de aproximadamente 25cm 2 de sección transversal no pueden romperse a mano.
V
Completamente meteorizada
Roca intensamente meteorizada con aspecto de suelo que puede romperse y desmenuzarse a mano, pero se puede reconocer todavía la fábrica original
Tabla 19: Escala de meteorización del granito (según D.G. Moye)
En el caso de las rocas calcáreas no hay estadios intermedios, sino que o bien encontramos tipo I o II de rocas inalteradas o bien desintegración total del material y paso a un suelo (terra rossa) de tipo V o VI de la ISRM
6.2.5 CÁLCULO DEL RQD 6.2.5.1 Definición Es un parámetro que se establece a partir de testigos, se define como el porcentaje de fragmentos recuperados mayores de 10 cm sobre la longitud total del taladro. Sin embargo hay metodologías para estimarlo en afloramientos.
RQD %
Calidad
< 25
Muy Mala
25 – 50
Mala
50 – 75
Media
75 – 90
Buena
90 - 100
Muy Buena
Tabla 20: Calidad de la roca en función de RQD (que es un porcentaje)
33
Figura 14: estimación del RQD a partir de testigos de sondeo (fuente: SNMPE)
Hay dos metodologías a seguir para el cálculo de RQD, una la de Priest y Hudson, que emplea las es el de las fracturas por metro lineal. Y la segunda, la de Palstrom, que emplea el índice volumétrico Jv.
6.2.5.2 Priest y Hudson Tomamos una línea con cinta métrica en el entorno de la estación geomecánica o entre varias de ellas alineadas (tomaremos en general tantas como zonas diferenciadas estimemos, aunque habitualmente será suficiente con un par de ellas si el macizo es muy semejante en toda la longitud investigada). Medimos todas las juntas que interceptan nuestra línea “groso modo” y la dividimos por la longitud de la línea, siendo este el parámetro “λ ”. Para la determinación del RQD del macizo podemos emplear dos formulaciones las cuales requieren unos parámetros “de campo” diferentes. Nosotros de momento nos limitaremos a aplicar la formulación de Priest y Hudson que requiere de λ . (juntas por metro lineal)
RQD = 100 e – 0,1 λ (0,1 λ + 1)
34
6.2.5.3 Palstrom También podemos calcular el RQD con la formulación de Palstrom, a partir del índice volumétrico de juntas:
Jv = Σ 1/Si
Donde Si es el espaciado medio de cada familia de juntas
RQD = 115 – 3,3Jv RQD = 100 si Jv< 4,5 Podemos realizar un ensayo “tilt test” para obtener el ángulo de rozamiento básico de la junta, que si no se obtiene habitualmente de la bibliografía. Puede realizarse a partir de testigos o de fragmentos rocosos con juntas.
6.2.6 RESISTENCIA A COMPRESIÓN UNIAXIAL DE LA MATRIZ ROCOSA En el caso del RMR, la resistencia a compresión simple de la roca (RCS), representa uno de los 6 sumandos del RMR básico, y hasta 15 puntos de los 100 de la clasificación (un 15% del valor del índice), de ahí la importancia de una correcta valoración, si bien diferencias de incluso un 20% en su determinación pueden no significar ni tan siquiera un punto en su ponderación. Por ello formas de determinación en campo semicuantitativas como la del martillo de geólogo o cuantitativas como el esclerómetro pueden ser más que suficientes. En el caso del índice Q la RCS figura dentro de la ponderación del parámetro SRF como σc, para la comprobación del campo tensional (σθ / σc ó σc/ σ1) La resistencia a compresión de la matriz rocosa (denominada con los acrónimos RCS o UCS) y la resistencia de los labios de discontinuidad (JCS) se pueden estimar, de forma aproximada, a partir de Índice al martillo de geólogo, o del esclerómetro. A veces resulta difícil distinguir la matriz, limitándonos a tomar las medidas en los labios de discontinuidades. En este trabajo se emplea un martillo de Schmidt o Esclerómetro Tipo N. El golpeo con el esclerómetro proporciona un valor denominado “índice esclerométrico” o rebotes, R(N), que se correlaciona con la resistencia a compresión del hormigón o materiales pétreos, mediante una relación lineal. (Ver gráfico bajo estas líneas). 35
Figura 15: Gráfico para obtener la resistencia uniaxial a partir de rebotes del esclerómetro.
Figura 16: Medidas esclerométricas sobre
Figura 17: Detalle del esclerómetro o martillo
juntas en el emboquille de una mina.
Schmidt.
Se toman unos mínimos de cinco medidas no superpuestas por estación. De todos modos el propio martillo Schmidt dispone de una tabla de conversión. Debe de tenerse en cuenta que la escala de presión no aparece siempre en las mismas unidades. No todas las veces puede estimarse la resistencia de la roca a partir del martillo (caso de rocas blandas) o no disponemos de este. Se puede estimar la resistencia de la matriz rocosa y labios de discontinuidades a partir de golpeos (cualitativos) del martillo de geólogo.
36
Grado
descripción
Identificación de campo
Valor aproximado de la resistencia a compresión simple MPa
R1
Roca muy débil
Deleznable bajo golpes fuertes con la parte puntiaguda del martillo geológico; puede desconcharse con una navaja
1,0 – 5,0
R2
Roca débil
Puede desconcharse con dificultad con una navaja; se pueden hacer marcas poco profundas golpeando fuertemente la roca con la punta del martillo
5,0 - 25
R3
Roca media
No se puede rayar o desconchar con una navaja; las muestras se pueden romper con un golpe firme con el martillo
25 - 50
R4
Roca dura
Se necesita más de un golpe con el martillo geológico para romper la muestra
50 - 100
R5
Roca muy dura
Se necesitan muchos golpes con el martillo geológico para romper la muestra
100 - 250
R6
Roca extremadamente dura
Sólo se pueden romper esquirlas de la muestra con el martillo geológico
> 250
Tabla 20: Dureza de las rocas frente al martillo de geólogo.
6.2.7 CIRCULACIÓN DE AGUA La circulación de agua en los macizos rocosos se realiza principalmente por las discontinuidades: fallas, diaclasas, juntas, en lo que se denomina permeabilidad secundaria. No se tiene en cuenta en nuestro caso las rocas sedimentarias, donde la circulación de agua se produce por los poros de la roca (permeabilidad primaria). Sólo en zonas concretas de los yacimientos estudiados se produce circulación de agua primaria de relativa importancia en los jabres de descomposición granítica y gneises que descansan sobre macizos rocosos relativamente impermeables que hacen la función de sello inferior del acuífero. El agua circula en esta interfase y pasa a filtrarse al subsuelo en zonas de fractura muy determinada. Es el caso de la circulación de agua a lo largo de zonas concretas del arroyo de la mina de Bustarviejo o el acuífero de la mina Fernandito de Garganta de los Montes. Esta circulación de fluidos a mayor escala en grandes fracturas da lugar a la mayoría de los manantiales ferruginosos y arsenicales de la Sierra, tales como las fuentes de Oteruelo del Valle y Miraflores posiblemente ligadas a grandes fracturas como aquellas responsables de las mineralizaciones de Aníbal (Oteruelo), galerías inferiores de La Carcamala y arroyos de la Genciana y Mina El Cubero de Miraflores de la Sierra. 37
La conductividad hidráulica puede ser muy anisotrópica cuando las fallas contengan brechas altamente permeables, adyacentes a zonas arcillosas muy impermeables. Por ello es prematuro describir una zona de falla como seca mientras el túnel o galería de exploración de desagüe no hayan atravesado totalmente la discontinuidad. La hidrología se interpreta partir de las predicciones geológicas de las situaciones de los acuíferos de las direcciones probables de circulación de agua y de los niveles hidrostáticos. La fotografía aérea (y además georeferenciada) permite obtener una visión del tipo de drenaje en conjunto y deducir los niveles hidrostáticos probables.
Grado filtración
de Descripción
I
La posible discontinuidad está muy cerrada y seca. El flujo de agua a través de la misma no parece posible.
II
La discontinuidad está seca, sin evidencia de agua.
III
La discontinuidad está seca, pero muestra evidencia de flujo de agua, por ejemplo, moho, descolorido, etc.
IV
La discontinuidad está húmeda, pero no se observa circulación de agua.
V
La discontinuidad muestra filtraciones de agua, gotas de agua ocasionales, pero no flujo continuo.
VI
La discontinuidad muestra un flujo continuo de agua. (Hay que estimar el caudal en l/min y describir la presión, por ejemplo: baja, media o alta).
Tabla 21: Grado de filtración de una discontinuidad sin relleno.
Grado filtración
de Descripción
I
Los materiales de relleno están fuertemente consolidados y secos, parece muy improbable la aparición de un flujo debido a la permeabilidad muy baja.
II
Los materiales de relleno están húmedos, pero no hay agua en circulación.
III
Los materiales de relleno están húmedos, con gotas ocasionales de agua.
IV
Los materiales de relleno muestran signos de lavado, con flujo de agua continuo. (Se estima el caudal en l/min).
V
Los materiales de relleno están lavados localmente, con un considerable flujo de agua a lo largo de los canales de erosión (estimación del caudal en l/min y de la presión, baja, media, alta)
VI
Los materiales de relleno están completamente erosionados por el agua; se experimentan presiones de agua muy elevadas, especialmente sobre el primer afloramiento. (Estimación del caudal en l/min y descripción de la presión)
Tabla 22: Grado de filtración de una discontinuidad con relleno. 38
7. DISEÑO EMPIRICO DE SOSTENIMIENTOS 7.1 GENERALIDADES La estabilidad de las obras subterráneas en general y de los túneles en particular requiere, en la mayoría de los casos, reforzar la roca o el terreno circundante de modo que quede garantizada su estabilidad a corto y largo plazo, así como su adecuada funcionalidad durante su vida útil. Esto se consigue mediante la aplicación en primer lugar de un sostenimiento que posteriormente es suplementado por un revestimiento en su intradós, que asegura un mejor comportamiento a largo plazo del túnel. Para el diseño de los sostenimientos y revestimientos utilizados se tendrán en cuenta los siguientes aspectos constructivos: La zona de roca que circunda al túnel interviene en la estabilidad de la excavación y es el principal elemento del que depende ésta. Es decir, es la propia roca la que se auto sostiene, ya que forma un arco de descarga en torno al túnel que transmite las tensiones a ambos lados de éste. Como consecuencia de lo señalado en el punto anterior, conviene mantener inalteradas, en la medida de lo posible, las características de la roca que rodea al túnel. Para ello es beneficioso emplear cualquier técnica de excavación mecánica o, en su defecto, técnicas que suavicen el efecto de las voladuras sobre la roca: recorte, precorte, etc. Para facilitar la distribución de tensiones en el anillo de roca que rodea al túnel, se deben diseñar los túneles con formas redondeadas, evitando los puntos angulosos. El sostenimiento se colocará de forma que deje deformarse el terreno, siempre dentro de la estabilidad del túnel, con el objeto de que la roca desarrolle su capacidad auto portante. La misión fundamental del sostenimiento es evitar que el terreno pierda propiedades, siendo su misión secundaria aportar su capacidad resistente, que es pequeña en comparación con las grandes presiones que pueden existir en el terreno debido al enorme peso del terreno del recubrimiento. En esta etapa de Proyecto se diseñan varios tipos de sostenimiento a aplicar según sea la calidad geotécnica de la roca. Durante la obra, los sostenimientos se optimizarán con la información suministrada por la auscultación y el control geotécnico del túnel.
39
7.2 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.
7.3 TIPO DE SOSTENIMIENTO SEGÚN ÍNDICE RMR. BENIAWSKI La clasificación de BIENIAWSKI indica explícitamente el tipo de sostenimiento y modo de excavación a emplear según la categoría RMR, El cuadro se presenta bajo estas líneas. Este cuadro es para túneles de sección en herradura y anchura máxima de 10 m. Evidentemente esta sobredimensinado o es excesivamente conservador para secciones menores.
40
Clase
Excavación
Sostenimiento
RMR
Bulones
I
Sección completa
Innecesario,
100 - 81
Avances de 3 m.
II
Sección completa
80 – 61
Avances de 1 – 1,5 m.
salvo
Gunita
Cerchas
No
No
5 cm en clave para
No
algún bulón ocasional. Bulonado
local
en
clave, con longitudes
impermeabilización
de 2 – 3 m y separación de 2 – 2,5 m. eventualmente con mallazo
III
Avance y destroza
60 – 41
Avances de 1,5 a 3 m.
Bulonado sistemático
5 a 10 cm en clave y
de
3 cm en hastiales
3-
4
m
con
No
separaciones de 1,5 a Completar
2m
sostenimiento a 20 m
hastiales. Mallazo en
del frente
clave
IV
Avance y destroza
Bulonado sistemático
10 a 15 cm en clave.
Cerchas
40 – 21
Avances de 1 a 1,5.
de
Y 10 cm en hastiales.
ligeras
separaciones de 1 1,5
Aplicación
según
espaciadas 1,5
m en clave y hastiales
avanza
la
m cuando se
con mallazo
excavación.
requieran.
15 – 20 cm en clave,
Cerchas
Sostenimiento inmediato del frente. Completar
en
clave
4-5
m
y
con
sostenimiento a menos de 10 m del frente. V ≤ 20
Fases
múltiples. Bulonado sistemático
Avances de 0,5 a 1 m.
de
con
15 cm en hastiales y
pesadas
Gunitar
separaciones de 1- 1,5
5 cm en el frente.
separadas 0,75
el
m en clave y hastiales
Aplicación inmediata
m con blindaje
frente después de cada
con mallazo. Bulonado
después
de chapas
avance
en solera.
avance
inmediatamente
5-
6
m
de
cada
cerradas
y en
solera.
Tabla 23: Sostenimientos a partir del índice RMR. Túneles de sección de herradura, máxima anchura 10 m, máxima tensión vertical 250 Kp/cm2 ó 25 MPa. Tomado de BENIAWSKI (1989). 41
Hoy en día lo más habitual es combinar las observaciones y agrupar las clasificaciones RMR y Q y las metodologías de trabajo locales (tipos de cercha, bulones, mallazos, etc.). La carga de roca o presión sobre el sostenimiento se puede estimar mediante la expresión:
P = (100 – RMR) * γ * B 100
Donde γ es el peso específico de la roca y B el ancho del túnel. El término B * (100RMR)/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.).
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: p =
100 − RMR ⋅ γ ⋅ b 100
p: carga sobre el sostenimiento γ : Peso
específico de la roca
b: anchura del túnel •
MODULO DE DEFORMACIÓN: E m = 2 ⋅ RMR − 100
42
RMR−10
E m = 10
40
E m: Módulo de deformación en GPa •
PARÁMETROS m Y s DE HOEK Y BROWN: Roca excavada mecánicamente: RMR−100
28
m = mi ⋅ e RMR−100
s=e
9
Roca excavada mediante voladura: RMR−100
m = mi ⋅ e
14
RMR−100
s=e
6
m, s: Parámetros del criterio de rotura de Hoek & Brown
(4)
mi: Parámetro m de la roca intacta, obtenido en laboratorio
43
•
CORRELACIÓN CON LA CLASIFICACIÓN DE BARTON: Según diversos autores (1), (2):
•
RMR = 9.0 ⋅ ln Q + 44
(Según Bieniawski, 1976)
. ⋅ ln Q + 42 RMR = 105
(Según Abad et al, 1983)
. ⋅ ln Q + 43 RMR = 135
(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).
Figura 19: Tiempo de estabilidad, según Bieniawski (1989)
44
7.4 PREDISEÑO DE SOSTENIMIENTOS A PARTIR DEL INDICE Q Basándose en un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton, del Instituto Noruego de Geotecnia, propuso el Índice de Calidad de Construcción de Túneles (Q) para la determinación de las características de los macizos rocosos y los requerimientos de sostenimiento. Como ya se ha indicado en apartados precedentes, el valor de Q varía en una escala logarítmica desde 0,001 hasta 1000, estando definido como: Q=
RQD J r J w J n
J a SRF
RQD = Índice RQD Jn = Parámetro función del número de juntas Jr = Parámetro función de la rugosidad de las juntas Ja = Parámetro función del grado de alteración de las juntas Jw =Parámetro función de la presencia de agua en las juntas SRF = Parámetro función del nivel tensional que sufre la roca
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: De =
B ESR
El valor de ESR se obtiene de la tabla mostrada a continuación en función del uso que se vaya a dar a la excavación.
45
Tipo de excavación
ESR
A
Labores mineras de carácter temporal
2- 5
B
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
1,6 – 2,0
C
Cavernas de almacenamiento, plantas de tratamiento de aguas, túneles de carreteras secundarias y de ferrocarril, túneles de acceso.
1,2 – 1,3
D
Centrales eléctricas subterráneas, túneles de carreteras primarias y de ferrocarril, refugios subterráneos para defensa civil, emboquilles e intersecciones de túneles.
0,9 – 1,1
E
Centrales nucleares subterráneas, estaciones de ferrocarril, instalaciones públicas y deportivas, fábricas, túneles para tuberías principales de gas.
0,5 – 0,8
Tabla 24: Valores del índice ESR de la clasificación de BARTON (2000).
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: De =
B ESR
=
14 = 14m 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. 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.
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 46
Para la longitud de los bulones, se puede emplear la siguiente expresión L = 2 + 0,15 * (B/ESR)
SOSTENIMIENTOS SEGUN BARTON ( 1992 )
G
C LA S E S D E R O C A E D C
F
Excepcionalmente mala
Extremedamente mala
Muy mala
B
a i d e M
Mala
Muy Buena
Buena
100
Extremad. Excep. Buena Buena
20
2,5 m. 2,1 m.
2,3 m.
1,7 m.
50 R S E / ) m ( A R U T L A O Z U L
A
11
1,5 m. 1,3 m.
7
1,2 m. 1,0 m.
20
5
10
CCA 9
Sfr+B
RRS+B 8
Sfr+B
Sfr+B 6
7
B(+S) 4
5
B
sb
3
2
3
1
3,0 m.
5 0 0 0 1 E =
J 1,6 m.
J 0 0 J 7 0 E = 0 7 E =
2
2,4
2,0 m.
1 = R S E A R A P ) m ( S E N O L U B E D D U T I G N O L
1,5
1,3 m. 1,0 m.
1 0,001
(1) (2) sb (3) B (4) B (+S) (5) Sfr + B (6) Sfr + B (7) Sfr + B (8) Sfr, R RS+B (9) CCA
0,004
0,01
0,04
0,1
0,4
1
4
10
40
100
400
1000
Sin sostenimiento RQD J r J Bulonado ocasional Q= x x w Bulonado sistemático J J SRF n a Bulonado sistemático y hormigón proyectado (4-10 cm) Hormigón proyectado reforzado con fibras (5-9 cm) y bulonado Hormigón proyectado reforzado con fibras (9-12 cm) y bulonado Hormigón proyectado reforzado con fibras (12-15 cm) y b ulonado Cerchas r eforzadas d e h ormigón proyectado, h ormigón proyectado (> 15 cm) y bulonado Hormigón encofrado
Figura 20: Ábaco de Barton para la estimación del sostenimiento La elección de sostenimientos según el índice Q de Barton se basa en el grafico de la figura inferior 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.
Existen unas expresiones que ligan el índice Q con la presión que ejerce la roca sobre el sostenimiento: 47
•
PRESIÓN SOBRE LA CLAVE: Con tres o más familias de juntas: P=
2 Jr ⋅ 3 Q
Con menos de tres familias de juntas: P=
•
2 ⋅ Jn 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 10
>65
Tipo II
1-10
50-65
Tipo III
0,1-1
35-50
Tipo IV
0,1 – 0,02
35 – 25
Tipo V
< 0,02
< 25
Tabla 25: comparación de tramificaciones según Q y según RMR para un proyecto dado 49
Dentro de cada una de estas categorías, se ha utilizado el menor de los valores de Q de los que constituyen el intervalo de definición de cada uno de los tipos definidos (I, II, III, IV y V) para introducirlo en el ábaco de Barton y de esta manera, estimar un sostenimiento que se ajuste a cualquier posible terreno correspondiente a su tipo. Macizo
Q
Valor utilizado índice Q
Valor utilizado índice RMR
Tipo I
> 10
10
65
Tipo II
10 – 1
1
50
Tipo III
1 – 0,1
0,1
35
Tipo IV
0,1 – 0.02
0,02
25
Tipo V
< 0,02
0,01
20
Tabla 26: valores de Q y de RMR utilizados en cada tramo para definir el sostenimiento del túnel
Para cada tramo, entrando en el ábaco de Barton, los sostenimientos recomendados se resumen en la siguiente tabla SOSTENIMIENTO TIPO Y EXCAVACIÓN APLICACIÓN
Bulones Tipo Swellex Mn-24 L=4m
Tipo I Q > 10 Tipo II Q: 1-10 Tipo III Q: 0,1-1 Tipo IV Q: 0,02-0,1 Tipo V Q < 0,02
Hormigón Cerchas de proyectado acero HP-30
Longitud de pase: 4 m
Bulonaje sistemático en 4-5 cm malla 2,2-2,5 m
No
Longitud de pase: 3 m
Bulonaje sistemático en 9-12 cm malla de 1,5-1,8 m
No
Longitud de pase: 2 m
Bulonaje sistemático en 15-25 cm malla de 1,3-1,4 m
No
Longitud de pase: 1 m
Bulonaje sistemático en 15-25 cm malla de 1,1-1,4 m
Si
Longitud de pase: 1 m
Bulonaje sistemático en 25-30 cm malla de 1,0-1,1 m
Si
Tabla 27: Sostenimientos recomendados por Barton para un caso particular de túnel
50
Siguiendo las directrices de Barton, pero teniendo en consideración las 5 categorías de Bieniawski y la experiencia local, así como las disponibilidades de maquinaria y técnicas, podemos establecer un cuadro definitivo para los sostenimientos del proyecto como el siguiente, que será el que se dibujara en los planos. SOSTENIMIENTO TIPO Y EXCAVACIÓN APLICACIÓN
Bulones
Hormigón proyectado
Cerchas de acero
Otros
Tipo I
HP-30 reforzado Excavación en Ø25 Malla con fibra avance y destroza. 2,0(L)x2,5(T) m Ninguna (500J). Pases de 4 m L= 4m 5 cm de espesor.
Ninguna
Tipo II
HP-30 reforzado Excavación en Ø25 Malla de con fibra avance y destroza 1,5(L)x2,0(T) m Ninguna (500 J) Pases de 3 m. L=4 m 10 cm de espesor
Ninguna
Tipo III
Excavación en Ø25 Malla de avance y destroza 1,0(L)x1,5(T) m (2 fases) L= 4m Pases de 2 m
Tipo IV
Tipo IV BIS
Excavación en Ø25 Malla de avance y destroza 1,0(L)x1,0(T) m (2 fases) L= 4 m Pases de 1 m.
HP-30 reforzado con fibra Ninguna (500 J)
Ninguna
15 cm de espesor HP-40 reforzado 1 capa de con fibra Cerchas TH-29 a mallazo (700 J) 1m 150x150x6 20 cm de espesor
HP-40 reforzado con fibra Excavación en Ø25 Malla de (700 J) Cerchas 1 capa de avance y destroza 1,0(L)x1,0(T) m TH-29 a mallazo (2 fases) 25 cm de 1m L= 4 m 150x150x6 espesor Pases de 1 m. (dos fases 7 y 18 cm)
Tipo V
HP-40 reforzado Excavación en 2 capas de Autoperforantes con fibra avance y destroza mallazo Cerchas 400 kN Malla (700 J). (2 fases) y HEB-180 1,0(L)x1,0(T) m 150x150x6 contrabóveda 35 cm de a 1,0 m L=6m espesor (dos Pases de 1,0 m fases 15 y 20 cm)
Tabla 28: Sostenimientos finalmente adoptados para un caso particular de túnel (GEOCONSULT, 2009)
Además esta tabla es la que se empleara para la comprobación tensodeformacional.
51
7.5 TRAMIFICACION GEOTÉCNICA DE TÚNELES La tramificación geomecánica de túneles o galerías consiste en dividir la longitud a estudiar en partes, a cada una de ellas se le asigna una de las categorías del RMR, Q o ambos. Estas divisiones se realizan según lo que se estima pude aparecer en el túnel de acuerdo con los estudios geomecánicos en sondeos, afloramientos, extrapolaciones, etc. Si estamos haciendo el proyecto de un túnel de gran longitud o galería de acceso a labores entonces deberemos tramificar para poder presupuestar, y tener sostenimientos predefinidos. Para saber el merado o medición de cada una de las unidades de obra (cerchas, pernos, etc.) multiplicaremos la medición de material en cada una de las secciones tipo de sostenimiento (de las 5 habituales) por la longitud de cada tramo en el que hemos asignado un sostenimiento tipo.
Figura 21: sección longitudinal de un túnel proyectado (GEOCONSULT)
52
Figura 22: “guitarra” y tramificación geomecánica (RMR, Q) y valoración del GSI del túnel por PK’s. Esta tramificación es la empleada para la medición y presupuesto de cada partida (bulones, cerchas, etc.). Será la primera aproximación en obra sin embargo los sostenimientos que se colocaran serán los dictados por los levantamientos de frente y no estos
8. LEVANTAMIENTOS GEOMECÁNICOS DE FRENTES Aplicable a túneles mediante NATM, así como galerías mineras de servicio. En el seguimiento de toda obra subterránea es necesario realizar un control geotécnico mediante inspección directa del terreno. Dicho control se llevará a cabo por personal especializado que actuará a pie de obra. El control geotécnico de los frentes de excavación tiene como objetivos: •
Valorar las condiciones geotécnicas del terreno, recopilando y registrando los datos
obtenidos. •
Relacionar estos datos con los procedentes de la auscultación y ensayos realizados.
•
Comprobar que el tipo de sostenimiento definido en el proyecto es el adecuado en
función de la calidad geotécnica de la roca observada en el frente de excavación. El especialista situado a pie de obra, realizará en cada avance una inspección del frente, que le permitirá caracterizar el terreno que se excava. Con el fin de facilitar la labor del especialista 53
y tener un seguimiento correcto del control geotécnico, la caracterización del macizo rocoso se recogerá en unas fichas en las que se indicará: •
La geología observada en el contorno de la excavación y en el frente,
•
El tipo de roca que se observa,
•
Su densidad aproximada,
•
Grado de meteorización,
•
Presencia de agua,
•
Orientación, espaciamiento y estado de discontinuidades,
•
Resistencia a compresión simple y,
•
RQD.
Sobre la base de estos datos se determinará el índice geomecánico Q y el RMR, caracterizando de esta forma la calidad geotécnica del macizo rocoso. Tal y como se indicaba en la introducción (capítulo 2), en el caso de la ejecución de un túnel o galería debe de tenerse proyectadas una serie de secciones tipo en función de la calidad del macizo rocoso. Cada una de estas secciones vendrá adecuadamente dibujada y explicado el tipo de sostenimiento (refuerzo), con su cuantía y distribución y el rango de índice de calidad para el cual es aplicable. La zonificación de un túnel o galería (de mina, hidráulica) simplemente sirve para tener una idea los más precisa que se pueda de la realidad y disponer de una medición aproximada de la cantidad de sostenimientos (por metro lineal de túnel) que se prevé que se aplicaran de cada tipología. Es preciso además diseñar además de las tipologías básicas definidas a partir de las clasificaciones, de unas específicas para boquillas, pasos de terrenos muy conflictivos, etc. Es importante señalar que la clave de la adecuada aplicación de este criterio consiste en que a cada pase (voladura, excavación, etc.) se realiza un levantamiento (mapeo) del frente que otorga el “verdadero” valor del índice de calidad de macizo rocoso. El terreno no es un material tecnológico como el hormigón o el acero, y por tanto muy complejo predecir de antemano su comportamiento.
54
El ingeniero supervisor por tanto en base a los datos reales del frente ira escogiendo entre los diferentes tipos de sostenimientos definidos para cada rango de calidad, intentando en lo posible anticiparse a los cambios que vayan produciéndose. La tramificación de proyecto será meramente indicativa y en el sostenimiento definitivo a colocar prevalecerá siempre el que quede definido por los índices reales del frente y no por lo señalado en proyecto. Debe existir siempre un tándem de un geólogo especialista en levantamientos geomecánicos de frentes y un ingeniero que elegirá el sostenimiento y juzgara su idoneidad. Deberá a ser posible levantar cada pase que se dé y en su defecto una cantidad menor (por ejemplo dos al día) siempre y cuando sean representativas del trascurrir de la obra y de los cambios litológicos. Estos partes quedarán registrados y siempre se entregarán copias al ingeniero responsable (tal vez el propio especialista) en seleccionar los sostenimientos de la dirección de obra y de la contrata. Finalmente y tras la caracterización del macizo, en la misma ficha se adjunta la proposición del avance a efectuar y del sostenimiento a colocar. Igualmente se registrarán todos los datos procedentes de la auscultación que, a juicio del especialista, resulten relevantes.
55
Figura 23: ejemplo de ficha de campo de frente (solo de RMR)
Como complemento a todo ello, no es objeto de esta publicación pero deben de analizarse las deformaciones y movimientos del macizo rocoso: cintas de convergencia, células de presión, que verifique los movimientos simulados y tolerados en los cálculos numéricos
56
9. SISTEMA GSI El
parámetro
GSI
(Geological
Strenght
Index)
nació
para
caracterizar
tensodeformacionalmente el macizo rocoso, según el criterio de rotura de Hoek y Brown, no para clasificar un terreno de cara al sostenimiento.
Por tanto cabe decir que, ante todo, el GSI no es una clasificación geomecánica. El GSI no tiene en cuenta la corrección por orientación de la excavación, que si tiene en consideración el RMR sobre el RMRb. Determinado terreno rocoso fracturado, con un GSI concreto, en función de la dirección en la que se excave, tendrá una estabilidad diferente (y un sostenimiento) en función de la dirección de sus fracturas. Esta consideración si la tiene en cuenta el RMR, pues el RMR básico se corrige en función de la orientación de las facturas y avance del túnel. Estas consideraciones no aparecen en el GSI. Por ejemplo, si las fracturas son paralelas, el techo requerirá más sostenimiento que si vienen oblicuas a 75°, pero ambos terrenos tienen el mismo GSI. En el GSI no hay ninguna recomendación en función del tipo de excavación, que si figura en el RMR y en el Q (con De). Asimismo, a igual GSI, si la roca tiene mayor cobertera, esta requerirá mayor sostenimiento, hecho que si tiene en cuenta el índice Q a través del SRF. Si aparece agua, y de nuevo el GSI es el mismo, las necesidades e sostenimiento aumentan y ambos RMR y Q prestan un especial hincapié con parámetros exclusivos para el agua (RMR5 y Jw respectivamente). Si las condiciones cambian además de un nuevo RMR y Q es preciso volver a verificar estos sostenimientos recomendados mediante cálculos tenso – deformacionales (elementos o diferencias finitas en 2D o 3D según el caso).
57
Figura 24: tabla grafica de GSI general. Caracterización de una masa rocosa de “bloques” a partir de las condiciones de las juntas y de la imbricación (Practical Rock Engineering, Hoek`s corner en www.rocscience.com)
58
Figura 25: tabla grafica para estimación del GSI en una masa rocosa heterogénea como por ejemplo un Flysch (Marinos y Hoek, 2001)
Dada la simplicidad para trabajar con el cuadro del GSI, se ha popularizado enormemente en labores mineras de gran envergadura con numerosos frentes de arranque. Hay que tener en cuenta la diferencia entre un túnel, con no mas de 4 frentes habitualmente (si es de doble tubo y con dos bocas de acceso) con una gran labor minera con multitud de tajos.
59
Figura 26: Tabla grafica de “caracterización geotécnica” del macizo rocoso modificada de Hoek y Marinos de 2000 (Fuente: SNMPE, Perú, 2004)
Lo que se indica utilizando el GSI no es una clasificación geomecánica o geotécnica sino un cuadro de sostenimientos. Como se trata de una tabla “verbal” son muy fáciles de aplicar en un entorno de una mina específica. El encargado puede estar capacitado para decidir el tipo de sostenimiento. 60
Estos cuadros, como el de la figura inferior, tendrán la validez que puede tener un sostenimiento tipo, comprobado con modelos numéricos (a partir de un pre diseño según RMR + Q); pero no valdrán para entornos distintos para los que están calculados y tampoco cuando se tuvieran distintas condiciones a las previstas. Por ejemplo, no serán válidos si aumentara la profundidad de la excavación y empezaran a aparecer fenómenos de bursting o squeezing, o si la presencia de agua originara problemas de estabilidad, si hubiera un cambio radical en el tipo de roca (GSI no tiene en cuenta la resistencia de la roca, cuando ese dato esta como un imput mas en el criterio de H-B), problemas de orientación de juntas, e cuñas, techos planos, etc.
Figura 27: estándares de sostenimiento en mina Huarón según GSI modificado (Fuente: Manual de Geomecánica, SNMPE, 2004)
61
Hay una gran tendencia a la inversa, la de determinar únicamente el índice GSI en campo, dada su facilidad gráfica y a partir de ahí mediante las correlaciones a la inversa obtener recomendaciones de sostenimiento derivadas de las clasificaciones RMR y Q. Hay que indicar que recientemente Hoek y Marinos ya no recomiendan correlaciones sino determinar el GSI independientemente de RMR o Q, mediante una lógica Fuzzy visual. Creemos que obtener el índice del GSI únicamente de la figura superior es mucho más subjetiva que introducir una serie de sumandos cada uno de los cuales lleva un proceso riguroso de toma de datos.
10. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS BARTON N., LIEN R. & LUNDE J. (1974) Engineering Classification of Rock Masses for
the Design of Tunnel Support. Rock Mechanics, Springer Verlag, vol. 6. BARTON, N. et al (1992) Norwegian Method of Tunnelling . Work Tunnelling. JulioAgosto. BIENIAWSKI, Z.T. (1989) Engineering Rock Mass Classifications. John Wiley & Sons, Inc. GEOCONSULT (2006) Estudio Geotécnico para la restauración y recuperación de la
mina de plata de Bustarviejo. No publicado. Dirección General de Industria Energía y Minas, Comunidad de Madrid. 57 pp. GONZÁLEZ DE VALLEJO, et al. (2002) Ingeniería Geológica. Ed. Pearson Educación Madrid, 715 pp. HOEK & BROWN (1980) Underground Excavations in Rock . Institution of Metalurgy. HOEK, E-. KAISER, P.K., y BAWDEN, W.F. (1995) Support of underground excavations
in Hard Rock . Balkema. Rotterdam, 215 pp. I.S.R.M. (1978) Suggested methods for the quantitative description of discontinuities in rock masses. International Journal of Rock Mechanics . Sci and Geomech. Abstr Vol. 15, 319368.
62
MORENO TALLÓN, E (1981): Las Clasificaciones Geomecánicas de las Rocas, aplicadas
a las Obras Subterráneas. Cuadernos EPTISA, nº 1. Descatalogado RAMÍREZ OYANGUREN, et. al. (1991) Mecánica de Rocas aplicada a la minería
metálica subterránea. IGME, 334 pp. SNMPE (2004) Manual de geomecánica aplicada a la prevención de accidentes por caída
de rocas en minería subterránea. Ed. Sociedad Nacional de Minería, Petróleo y Energía, Lima, 215 pp. Version solo disponible en pdf (CD) recurso electronico
11. RECURSOS ON LINE hoek’s Corner en www.rocscience.com www.nickbarton.com
63
