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December 15, 2016 | Author: Gabriel Baron | Category: N/A
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ASIGNATURA DE OBRAS GEOTÉCNICAS

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES

SALVADOR NAVARRO CARRASCO RAÚL PRIMITIVO ORTIZ GÓMEZ JUAN ANTONIO RUIZ MARÍN

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

PRÓLOGO    A  la  hora  de  enfrentarnos  a  un  tema  tan  extenso  como  la  geotecnia  de  túneles  nos  encontramos  un  tanto  desbordados  en  un  primer  momento.  Por  eso  decidimos  segmentar  la  geotecnia  aplicada  a  la  construcción  de túneles en tres partes diferenciadas para tratarlas personalmente, dando  formato a este  trabajo.    En  la  PARTE  I  “GENERALIDADES  EN  LA  GEOTECNIA  DE  TÚNELES”  se  hace  referencia  a  algunos  de  los  aspectos más generales de los túneles. Se comienza por una breve introducción a la historia de la técnica  de construcción de túneles y a las fuerzas resistentes que deben de hacer frente los túneles. A continuación  se  desarrolla  el  grueso  del  capítulo  relatando  el  estado  del  arte  en  la  geotecnia  de  túneles,  desde  las  distintas  clasificaciones  de  roca  desde  el  punto  de  vista  de  la  geotecnia  a  los  distintos  métodos  de  sostenimiento. Para finalizar se hace una breve introducción a la hidrogeología de túneles y la maquinaria  de perforación y construcción de los mismos.    La PARTE II “GEOTECNIA DE TÚNELES EN ROCA DURA” comienza con unas generalidades acerca de la  excavación de túneles y su sostenimiento. Se continúa con el  Nuevo Método Austriaco y los métodos de  sostenimiento para finalizar con una serie de recomendaciones para la correcta ejecución de túneles.    La  PARTE  III  “GEOTECNIA  DE  TÚNELES  EN  ROCA  BLANDA”  presenta  en  el  primer  capítulo  una  introducción acerca de los métodos de construcción de túneles en terrenos no cohesivos. Continúa con una  descripción  de  la  maquinaria  utilizda  en  su  construcción  y  de  los  llamados  “falsos  túneles”,  para  acabar  describiendo los métodos del sostenimiento del frente.    Por  último,  se  presenta  un  ANEXO  en  el  que  se  desarrolla  a  modo  de  ejemplo  de  empleo  de  los  conocimientos expuestos  anteriormente un breve dossier acerca de la construcción  del Túnel de Brotons  en la C‐47 (Torrelló‐Olot).    Salvador Navarro Carrasco   Raúl Primitivo Ortiz Gómez   Juan Antonio Ruiz Marín       

 

PARTE I GENERALIDADES EN LA GEOTECNIA DE TÚNELES

PARTE I 

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

ÍNDICE DE CAPÍTULOS  1.‐ HISTORIA DE LOS TÚNELES Y SU EVOLUCIÓN HISTÓRICA ............................................................................... 9  1.1.‐ INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................... 9  1.2.‐ EL TÚNEL EN LA HISTORIA DE LOS PUEBLOS ................................................................................................................. 9  1.3.‐ MÉTODOS DE EXCAVACIÓN ................................................................................................................................... 15  1.4.‐ RECONOCIMIENTO DEL TERRENO ........................................................................................................................... 17  2.‐ LA DINÁMICA DE AVANCE DEL TÚNEL ......................................................................................................... 20  2.1.‐ LOS CONCEPTOS BÁSICOS ..................................................................................................................................... 20  2.2.‐ EL MEDIO ......................................................................................................................................................... 23  2.3.‐ LA ACCIÓN ........................................................................................................................................................ 25  2.4.‐ LA REACCIÓN ..................................................................................................................................................... 26  3.‐ EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES BASADO EN LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS ................................. 32  3.1.‐ INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................. 32  3.2.‐ CLASIFICACIONES ANTIGUAS ................................................................................................................................. 33  3.2.1.‐ Terzaghi (1946) ...................................................................................................................................... 33  3.2.2.‐ Lauffer .................................................................................................................................................... 35  3.2.3.‐ Deere et al (1967) .................................................................................................................................. 36  3.2.4.‐ RSR (Rock Structure Ratio) (Wickham, Tiedemann and Skinner, 1972) ................................................. 38  3.3.‐ CLASIFICACIONES MODERNAS................................................................................................................................ 40  3.3.1.‐ Sistema RMR (Bieniawski 1973, 1989) ................................................................................................... 40  3.3.2.‐ Sistema Q (Barton, Lien y Lunde, 1974) ................................................................................................. 45  3.3.3.‐ Comentarios finales ............................................................................................................................... 55  4.‐ TENSIONES EN TORNO A EXCAVACIONES.................................................................................................... 58  4.1.‐ INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................. 58  4.2.‐ ESTADO DE TENSIONES IN SITU .............................................................................................................................. 58  4.3.‐ ESTADO DE TENSIONES Y RESISTENCIA DE MACIZOS ROCOSOS ...................................................................................... 61  5.‐ RESISTENCIA DE LA ROCA MATRIZ Y MACIZOS ROCOSOS ............................................................................ 71  5.1.‐ INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................. 71  5.2.‐ INVESTIGACIÓN EXPERIMENTAL SOBRE LA ROCA MATRIZ ............................................................................................. 71  5.3.‐ CRITERIO DE ROTURA PARA LA ROCA MATRIZ ............................................................................................................ 72  5.4.‐ JUNTAS EN EL MACIZO ROCOSO ............................................................................................................................. 76  6.‐ INTERACCIÓN TÚNEL‐SOSTENIMIENTO ....................................................................................................... 84  6.1.‐ INTRODUCCIÓN .................................................................................................................................................. 84  6.2.‐ DETERMINACIÓN DE LA CURVA CARACTERÍSTICA ....................................................................................................... 87  6.2.1.‐ Elasticidad. Túnel circular en deformación plana .................................................................................. 87  6.2.2.‐ Elasticidad. Excavación esférica ............................................................................................................. 90  6.2.3.‐ Elastoplasticidad. Túnel circular en deformación plana. Criterio de rotura de Mohr‐Coulomb ............ 92  6.2.4.‐ Elastoplasticidad. Cavidad esférica. Criterio de rotura de Mohr‐Coulomb ............................................ 99  6.2.5.‐ Elastoplasticidad. Túnel circular en deformación plana. Criterio de rotura de Hoek‐Brown ............... 105  6.2.6.‐ Comentarios finales ............................................................................................................................. 108  6.3.‐ DETERMINACIÓN DE LA CURVA DE CONFINAMIENTO (O CURVA DE SOSTENIMIENTO) ...................................................... 109  6.3.1.‐ Introducción ......................................................................................................................................... 109  6.3.2.‐ Revestimiento anular de hormigón ...................................................................................................... 111 

 

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PARTE I 

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

6.3.3.‐ Cerchas metálicas ................................................................................................................................ 111  6.3.4.‐ Bulones ................................................................................................................................................ 112  6.4.‐ DETERMINACIÓN DE LA DEFORMACIÓN PREVIA A LA INSTALACIÓN DEL SOSTENIMIENTO. UTILIZACIÓN DEL MÉTODO DE  CONVERGENCIA‐CONFINAMIENTO ....................................................................................................................................... 114  6.4.1.‐ Macizo En Régimen Elástico. Túnel Sin Revestir .................................................................................. 114  6.4.2.‐ Macizo en régimen elastoplástico. Túnel sin revestir .......................................................................... 115  6.4.3.‐ Túnel revestido ..................................................................................................................................... 115  7.‐ DRENAJE E IMPERMEABILIZACIÓN DURANTE LA CONSTRUCCIÓN Y EXPLOTACIÓN DE TÚNELES ................ 118  7.1.‐ ASPECTOS GENERALES. IMPORTANCIA DEL AGUA .................................................................................................... 118  7.2.‐ FLUJO DE AGUA HACIA UN TÚNEL ......................................................................................................................... 121  7.3.‐ EFECTO DE FLUJO SOBRE LAS CONDICIONES MECÁNICAS DE LOS TÚNELES ..................................................................... 126  7.4.‐ PROTECCIÓN FRENTE AL AGUA DURANTE LA CONSTRUCCIÓN ..................................................................................... 143  7.5.‐ PROTECCIÓN FRENTE AL AGUA DURANTE LA EXPLOTACIÓN ........................................................................................ 147  8.‐ MAQUINARIA DE CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES ........................................................................................ 153  8.1.‐ INTRODUCCIÓN ................................................................................................................................................ 153  8.2.‐ MÉTODOS DE EXCAVACIÓN DE TÚNELES MEDIANTE PERFORACIÓN Y VOLADURA ............................................................ 153  8.2.1.‐ Maquinaria de perforación .................................................................................................................. 157  8.2.2.‐ Explosivos y detonadores ..................................................................................................................... 158  8.3.‐ EXCAVACIÓN CON MÁQUINAS INTEGRALES: TOPOS Y ESCUDOS ................................................................................... 159  8.3.1.‐ Introducción ......................................................................................................................................... 159  8.3.2.‐ Topos ................................................................................................................................................... 160  8.3.2.1.‐ Descripción de la máquina .............................................................................................................................. 161  8.3.2.2.‐ Partes de un topo ............................................................................................................................................ 161  8.3.2.2.1.‐ Cabeza ..................................................................................................................................................... 161  8.3.2.2.2.‐ Grippers ................................................................................................................................................... 167  8.3.2.2.3.‐ Cilindros de empuje ................................................................................................................................ 167  8.3.2.2.4.‐ Back‐up .................................................................................................................................................... 167  8.3.2.3.‐ Guiado ............................................................................................................................................................. 169  8.3.2.4.‐ Limitaciones de utilización .............................................................................................................................. 169  8.3.2.5.‐ Rendimientos .................................................................................................................................................. 169  2.5.1. Factores que controlan el rendimiento de las máquinas tuneladoras ........................................................... 170  8.3.2.6.‐ Estimación del avance en roca dura ................................................................................................................ 171  8.3.2.6.1.‐ Índice de perforabilidad (D.R.I.) .............................................................................................................. 171 

8.3.3.‐ Escudos ................................................................................................................................................ 177  8.3.3.1.‐ Partes de un topo ............................................................................................................................................ 177  8.3.3.1.1.‐ Cabezas o elemento excavador ............................................................................................................... 177  8.3.3.1.2.‐ Cuerpo de mando y controles ................................................................................................................. 178  8.3.3.1.3.‐ Cilindros de empuje y erector de dovelas ............................................................................................... 178  8.3.3.1.4.‐ Back‐up .................................................................................................................................................... 180  8.3.3.2.‐ Tipología actual ............................................................................................................................................... 181  8.3.3.3.‐ Escudos abiertos ............................................................................................................................................. 182  8.3.3.4.‐ Escudos cerrados ............................................................................................................................................ 184  8.3.3.4.1. Escudos mecanizados de rueda con cierre mecánico ............................................................................... 185  8.3.3.4.2.‐ Escudos presurizados con aire comprimido ............................................................................................ 186  8.3.3.4.3.‐ Hidroescudos o escudos de bentonita (Slurry Shield) ............................................................................. 186  8.3.3.4.4.‐ Escudos de frente en presión de tierras .................................................................................................. 188  8.3.3.5.‐ Guiado ............................................................................................................................................................. 190  8.3.3.6.‐ Limitaciones de utilización .............................................................................................................................. 191  8.3.3.7.‐ Rendimientos .................................................................................................................................................. 191 

 

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PARTE I 

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

8.3.4.‐ Dobles escudos ..................................................................................................................................... 191  8.3.4.1.‐ Descripción de la máquina .............................................................................................................................. 191  8.3.4.1.1.‐ Cabeza de corte ....................................................................................................................................... 191  8.3.4.1.2.‐ Escudo delantero..................................................................................................................................... 192  8.3.4.1.3.‐ Escudo trasero ......................................................................................................................................... 192  8.3.4.1.4.‐ Sistema principal de empuje ................................................................................................................... 192  8.3.4.2.‐ Modo de operación ......................................................................................................................................... 192 

8.4.‐ MÁQUINAS ROZADORAS .................................................................................................................................... 193  8.4.1.‐ Introducción ......................................................................................................................................... 193  8.4.1.1.‐ Ámbito de utilización ...................................................................................................................................... 193 

8.4.2.‐ Características generales ..................................................................................................................... 194  8.4.2.1.‐ Chasis y tren de rodaje .................................................................................................................................... 195  8.4.2.2.‐ Brazo y dispositivo de giro .............................................................................................................................. 195  8.4.2.3.‐ Equipo eléctrico .............................................................................................................................................. 196  8.4.2.4.‐ Sistema hidráulico ........................................................................................................................................... 196  8.4.2.5.‐ Cabeza de corte............................................................................................................................................... 197  8.4.2.6.‐ Sistema de recogida y carga ............................................................................................................................ 199  8.4.2.7.‐ Consola de control .......................................................................................................................................... 200  8.4.2.8.‐ Otros componentes adicionales ...................................................................................................................... 200 

8.4.3.‐ Herramientas de corte ......................................................................................................................... 201  8.4.3.1.‐ Tipos de picas .................................................................................................................................................. 201  8.4.3.2.‐ Colocación de las picas .................................................................................................................................... 201  8.4.3.3.‐ Número y tamaño de las picas ........................................................................................................................ 202  8.4.3.4.‐ Portapicas ....................................................................................................................................................... 203  8.4.3.5.‐ Corte con chorro de agua ................................................................................................................................ 203 

8.4.4.‐ Tipos de rozadoras ............................................................................................................................... 204  8.4.4.1.‐ Rozadoras de brazo ......................................................................................................................................... 205  8.4.4.2.‐ Rozadora de tambor ....................................................................................................................................... 205  8.4.4.3.‐ Rozador de cadenas ........................................................................................................................................ 205 

8.4.5.‐ Criterios de selección de rozadores ...................................................................................................... 208  8.4.5.1.‐ Geometría de la excavación ............................................................................................................................ 208  8.4.5.2.‐ Características geomecánicas de las rocas ...................................................................................................... 208  8.4.5.3.‐ Cálculo de rendimientos ................................................................................................................................. 209 

8.4.6.‐ Ventajas que ofrece el empleo de rozadoras ....................................................................................... 210  8.4.7.‐ Operatividad ........................................................................................................................................ 210  8.4.7.1.‐ Excavación del frente de avance ..................................................................................................................... 210  8.4.7.2.‐ Corte de rocas blandas .................................................................................................................................... 211  8.4.7.3.‐ El corte en materiales medios a duros ............................................................................................................ 212  8.4.7.4.‐ Perfilado .......................................................................................................................................................... 212  8.4.7.5.‐ Corte selectivo en rocas mixtas ....................................................................................................................... 212 

                     

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PARTE I 

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

ÍNDICE DE FIGURAS  FIGURA 1. IMAGEN FICTICIA DEL TÚNEL IDEADO POR THOMÉ DE GARAMOND BAJO LAS AGUAS DEL CANAL DE LA MANCHA  (PROYECTO  PRESENTADO EN 1867 EN LA EXPOSICIÓN UNIVERSAL). .......................................................................................................... 9  FIGURA 2. GRABADO EXTRAÍDO DE LA OBRA DE DE RE METALLICA DEL AUTOR ALEMÁN GEORGIUS AGRICOLA ÉSTA, SIRVIÓ DE REFERENCIA  COMO MANUAL DE CONSULTA DURANTE LOS S. XVI‐XVII ..................................................................................................... 11  FIGURA 3. IMÁGENES DE LA ANTIGUA MINA DE DAROCA ............................................................................................................... 12  FIGURA 4. IMAGEN CORRESPONDIENTE A LA BENDICIÓN DE LOS RAÍLES DE LA VÍA DEL TÚNEL DE PERRUCA EN LEÓN (1884) ........................ 13  FIGURA 5. A LA IZQUIERDA UNA IMAGEN DE ÉPOCA DEL TÚNEL CONSTRUIDO BAJO LAS AGUAS DEL RÍO TÁMESIS Y A LA DERECHA OTRA DEL  ESCUDO UTILIZADO Y PATENTADO POR BRUNEL PARA ESTE MISMO PROYECTO (1843) ................................................................ 13  FIGURA 6. ESQUEMA DE LOS DIFERENTES MÉTODOS CONSTRUCTIVOS NACIONALES ............................................................................. 16  FIGURA 7. VISTA EN PERSPECTIVA DE UNA MODERNA TUNELADORA QUE SE UTILIZARÁ PARA LA CONSTRUCCIÓN DE LA FUTURA LÍNEA 9 DE  METRO EN BARCELONA .................................................................................................................................................. 17  FIGURA 8. DIFERENCIAS ENTRE LA CONSTRUCCIÓN SUBTERRÁNEA Y DE SUPERFICIE. ............................................................................. 20  FIGURA 9. DEFINICIÓN GRAFICA DEL EFECTO ARCO. ...................................................................................................................... 21  FIGURA 10. LA FORMACIÓN DEL EFECTO ARCO SE HACE PATENTE POR LA RESPUESTA EN DEFORMACIÓN DE LA MASA ROCOSA DE LA  EXCAVACIÓN. ............................................................................................................................................................... 22  FIGURA 11. FACTORES DE LA EXCAVACIÓN. ................................................................................................................................. 23  FIGURA 12. EL MISMO MATERIAL PUEDE ALCANZAR LA ROTURA CON DIFERENTES TIPOS DE COMPORTAMIENTO DE ACUERDO CON EL RANGO DE  TENSIONES. .................................................................................................................................................................. 24  FIGURA 13. ZONAS CARACTERÍSTICAS EN LA EXCAVACIÓN DE UNA GALERÍA........................................................................................ 25  FIGURA 14. PROPAGACIÓN DE LA ZONA PERTURBADA DURANTE EL AVANCE DE LA EXCAVACIÓN. ............................................................ 26  FIGURA 15. RESPUESTA DE CARGA SOLIDA. ................................................................................................................................. 27  FIGURA 16. RESPUESTA COMO BANDA DE PLASTIFICACIÓN. ............................................................................................................ 27  FIGURA 17. TIPOS DE REACCIÓN. .............................................................................................................................................. 28  FIGURA 18. SOBREEXCAVACIÓN E INFRAEXCAVACIÓN. ................................................................................................................... 29  FIGURA 19. FRENTE ESTABLE. .................................................................................................................................................. 30  FIGURA 20. FRENTE NO ESTABLE. ............................................................................................................................................. 30  FIGURA 21. FRENTE INESTABLE................................................................................................................................................. 30  FIGURA 22. DISTINTAS CLASIFICACIONES SEGÚN AUTORLAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS ESTÁN ADAPTADAS A LOS MACIZOS ROCOSOS  (COMO CONTRAPOSICIÓN A LOS SUELOS). LA TRANSICIÓN SUELO‐ROCA ES SIEMPRE DIFUSA. EL TÉRMINO "ROCA BLANDA", BASTANTE  GENERALIZADO, DEFINE ESTA TRANSICIÓN. LA RESISTENCIA A COMPRESIÓN SIMPLE, QU DE LA ROCA INTACTA PROPORCIONA UN CRITERIO,  UTILIZADO POR MUCHOS AUTORES, PARA CLASIFICAR LA ROCA (FIG.22). LOS CRITERIOS SON DISPARES PERO EN GENERAL SE ACEPTA QUE  RESISTENCIAS INFERIORES A 1 MPA SON YA TÍPICAS DE LOS SUELOS. ........................................................................................ 32  FIGURA 23. ESQUEMA DE TERZAGHI. ........................................................................................................................................ 33  FIGURA 24. CLASIFICACIÓN MODIFICADA POR DEERE ET AL (1970) SOBRE LA DE TERZAGHI. ................................................................ 34  FIGURA 25. TIEMPO DE ESTABILIDAD DE LA EXCAVACIÓN VS LONGITUD LIBRE. ................................................................................... 35  FIGURA 26. CLASIFICACIÓN RABCEWIC, MÜLLER. ........................................................................................................................ 36  FIGURA 27. OBTENCIÓN DEL RQD. RELACIÓN FACTOR DE CARGA DE TERZAGHI‐RQD. RELACIÓN RQD‐LUZ Y TÚNEL‐TIPO DE SOSTENIMIENTO.  ................................................................................................................................................................................. 37  FIGURA 28. TABLA QUE RELACIONA EL RQD‐MÉTODO DE EXCAVACIÓN‐SISTEMAS DE SOPORTE ALTERNATIVOS. ...................................... 38  FIGURA 29. SQR. .................................................................................................................................................................. 39  FIGURA 30. SOSTENIMIENTO NECESARIO PARA CADA VALOR DE RSR ............................................................................................... 40  FIGURA 31. TABLA PARA OBTENER EL VALOR DEL RMR. ................................................................................................................ 41  FIGURA 32. SISTEMA RMR ..................................................................................................................................................... 43  FIGURA 33. SISTEMA RMR ..................................................................................................................................................... 44  FIGURA 34. TIEMPO DE ESTABILIDAD DE EXCAVACIONES SIN SOPORTE. ............................................................................................. 45  FIGURA 35. RECOMENDACIONES PARA EL SOSTENIMIENTO EN FORMA DE ARCO DE HERRADURA (10 M DE Φ, ΣV  re)  

  Figura 69. Esquema para el problema elastoplástico 

Es válido el desarrollo anterior modificando las condiciones de contorno (9) que ahora son: 

  donde σre es la tensión radial en el contacto entre las zonas elásticas y plástica.    

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PARTE I 

GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

  Se obtiene 

  Procediendo de forma similar, se calculan las deformaciones 

  En la frontera, r = re 

  y las tensiones son 

    • Zona elastoplástica (ri re) 

 

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PARTE I 

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GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  Salvador Navarro Carrasco – Raúl Primitivo Ortiz Gómez – Juan Antonio Ruiz Marín 

  A partir de (66), los corrimientos en la zona elástica son 

  Las tensiones en la frontera (r>re) son, a partir de (65), 

      • Zona elastoplástica (    En el caso esférico se cumple 

)   y 

 y el criterio de rotura será:   

La ecuación de equilibrio (15) y la condición (70) conducen a 

  que puede integrarse entre (

) y (

): 

  y teniendo en cuenta (70): 

    El caso no drenado (φ= 0 ; cu) se resuelve teniendo en cuenta que el criterio de rotura es ahora      La ecuación de equilibrio (15) y (74) conducen a    y por tanto 

     

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  • Extensión de la zona plástica   El  procedimiento  para  obtener  re  se  expuso  en  el  apartado  anterior.  Teniendo  en  cuenta  que  las  tensiones elásticas en la frontera r=re (ecuación 69) han de cumplir el criterio de rotura (70) se deduce 

    Por  equilibrio,  esta  tensión  debe  ser  igual  a  la  calculada  en  la  zona  elastoplástica  (ecuación  72,  para  r=re). Esta igualdad conduce al valor siguiente para re: 

  La presión interior que inicia la plastificación en el contorno se puede obtener a partir de (78) haciendo  re=ri  directamente  a  partir  de  las  expresiones  elásticas  para  las  tensiones  (22)  en  r=ri  imponiendo  que  se  cumpla el criterio de rotura. En ambos casos se calcula 

  En condiciones no drenadas (0,cu) se inicia la plastificación si    Y en un terreno puramente friccional cuando      En condiciones no drenadas, la tensión radial en la frontera r=re (cálculo elastoplástico) viene dada por  la expresión (76a), que ahora debe ser igual a la (77):      Lo que permite obtener la posición de la frontera elastoplástica 

    En el caso puramente friccional, a partir de (78) se calcula 

   

 

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Utilizando  las  expresiones  para  la  zona  elástica  (65),  con  σre  y  re  dadas  por  (77)  y  (83)  y  las  correspondientes  a  la  zona  elastoplástica  (ecuaciones  76),  se  ha  dibujado  en  la  Fig.  74  la  distribución  de  tensiones en función del radio para los mismos casos representados en la Fig. 69.     La comparación de ambas figuras revela que el alcance de la plasticidad es mucho más reducido en el  caso esférico. En la Fig. 75 se comparan las distribuciones de tensiones en los casos esférico y cilíndrico en  deformación  plana,  en  ausencia  de  sostenimiento,  para  mostrar  claramente  la  diferencia  entre  ambas  soluciones. 

  Figura 74. Distribución de tensiones en función del radio 

  • Deformaciones y desplazamientos. Curva característica   Análogamente a lo expuesto en el apartado anterior, se obtiene la ecuación que describe la distribución  de corrimientos en la zona elastoplástica que es equivalente a la (58): 

con  la  salvedad  de  que  ahora   en   es:  contorno 

Las deformaciones máximas  obtiene finalmente 

    (ver  ecuaciones  66).  La  solución  de  (85)  con  la  condición  de 

 se calculan a partir de (66) para 

   teniendo en cuenta (77). Se 

  con re dado por (78), expresión que permite obtener la curva característica en el caso esférico haciendo  r=ri. Como caso particular, en condiciones no drenadas se obtiene: 

 

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  con re dado por (83). En definitiva 

 

  Figura 75. Comparación entre las distribuciones de tensiones en los casos esférico y cilíndrico en deformación plana, en  ausencia de sostenimiento. 

Esta  expresión,  cuando  ,  unida  a  la  expresión  elástica  (26),  cuando  ,  permiten obtener la curva característica completa en el caso esférico. En la figura 72 se ha dibujado esta  curva para el caso  . Allí se compara con la curva característica equivalente obtenida en el caso  cilíndrico con deformación plana. 

  Figura 76. Extensión aproximada de la corona de plastificación en una sección longitudinal de un túnel para los casos  indicados 

 

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Se aprecia claramente la mejor capacidad de la forma esférica para resistir la disminución de presión  interior.  Si  las  condiciones  del  frente  se  asimilan  en  primera  aproximación  a  una  cavidad  esférica,  este  resultado  explica  que  los  frentes  sean  más  estables  que  el  túnel  propiamente  dicho.  Utilizando  las  expresiones  (49)  y  (83)  para  el  radio  de  la  zona  plástica  en  condiciones  cilíndricas  y  esféricas  respectivamente,  en  la  Fig.  76  se  ha  representado  de  forma  aproximada  la  extensión  aproximada  de  la  corona de plastificación en una sección longitudinal de un túnel para los casos   

 y 



6.2.5.‐ Elastoplasticidad. Túnel circular en deformación plana. Criterio de rotura de Hoek‐Brown   Este caso se resuelve de nuevo con referencia a la geometría y condiciones de contorno indicados en la  Fig. 8. La solución elástica para r>re desarrollada en el apartado 2.3. sigue siendo válida aquí.    • Zona elastoplástica ri>r>re     El criterio de rotura de Hoek‐Brown se escribe    donde m y s son parámetros relacionados con el grado de fracturación, litología y estructura de la roca  y σc es su resistencia a compresión simple. En materiales arcillosos saturados, en condiciones no drenadas  σc=2cu.    Se  supondrá  que  una  vez  alcanzada  la  tensión  desviadora  máxima  (pico)  el  terreno  sufre  un  reblandecimiento brusco hasta alcanzar condiciones residuales. Este comportamiento se ha representado  en la Fig. 77c. De este modo se definen dos criterios de rotura, para condiciones de pico y residuales, con  parámetros distintos. Teniendo en cuenta que σ1≡σθ y σ3≡σr estos criterios se escriben 

  Con referencia a la Fig. 69, la roca alcanzará su condición límite de pico en r=re, lado elástico. El estado  de  tensiones  en  ese  punto  (σθ,  σr)  corresponde  a  las  condiciones  de  pico  mientras  que  en  esa  misma  frontera,  lado  elastoplástico,  la  roca  se  habrá  degradado  instantáneamente  hasta  sus  condiciones  ),donde ahora (σθ, σr ) satisfacen la condición (92).    Las condiciones de rotura de la roca se caracterizan por tanto por los cinco parámetros que aparecen  en (92) y (93): m,s,mr,sr,σc    Se  supondrá,  por  último,  una  ley  de  plasticidad  asociada  de  forma  que  el  potencial  plástico  para  las  deformaciones  irreversibles  corresponda  a  las  condiciones  de  pico  (91).  Esta  asociatividad  se  ha  representado gráficamente en la Fig. 77a y b.    En la zona elastoplástica (II) la ecuación de equilibrio (2) unida al criterio de rotura (91) conduce a la  ecuación diferencial  residuales (

 

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  Figura 77. Ley de plasticidad 

que integrando entre 

 y 

 permite obtener las tensiones radiales: 

  La tensión σθ se puede obtener a partir de (92).    Con el fin de obtener la tensión radial en r=re (σr=σre) se impone la condición de que en este límite las  tensiones elásticas dadas por (28) deben satisfacer el criterio de rotura de pico (91). Esta condición permite  obtener    donde el parámetro M viene dado por 

     

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El radio de la zona plástica se obtiene de nuevo imponiendo el equilibrio de tensiones radiales a un lado  y a otro de la frontera r=re. Igualando σr de (94) (con r=re) y (95) se obtiene 

  Con 

    La  plastificación  se  inicia  en  el  contorno  del  túnel  para  un  valor  de  pi  que  conduzca  a  que  rc=ri.  Imponiendo esta condición en (96a) se obtiene    que se deduce también si se especifica que las tensiones elásticas para rc=ri (10) satisfacen la condición  de pico (91).     • Deformaciones y desplazamientos. Curva característica   Se aplicará el procedimiento expuesto en el Apartado 2.3. Las deformaciones elásticas máximas dadas  por (54), si se tiene en cuenta (95a) vienen dadas por 

    La ley de fluencia plástica (91) permiten obtener las componentes plásticas de la deformación: 

  donde es f un parámetro que controla el valor relativo de las componentes de la deformación plástica: 

  A partir de (53a), teniendo en cuenta (100) y (98) se obtienen la siguiente ecuación diferencial para el  corrimiento u: 

  donde f depende de forma no lineal con σr que a su vez es función de r (ecuación (94)). En la hipótesis  de que f sea constante (por ejemplo, el valor medio en la zona elastoplástica), la ecuación diferencial (101)  admite solución analítica: 

   

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La curva característica, una vez plastificada la pared del túnel (

), será 

  que se ha de completar con el tramo elástico, dado por (14): 

  siempre que  .    Las ecuaciones (103) y (104) definen, de forma aproximada, la curva característica asociada al criterio  de Hoek‐Brown en las hipótesis de plasticidad asociada y transición brusca (sin deformación adicional) del  estado  de  pico  al  residual.  Mediante  integración  numérica  de  (101)  se  puede  obtener  una  solución  que  reconozca el carácter no constante de f.  6.2.6.‐ Comentarios finales   Las  curvas  características  determinadas  no  tienen  en  consideración  el  gradiente  de  tensiones  que  la  gravedad  introduce  en  el  entorno  del  túnel.  Por  ello  no  se  respetan  estrictamente  las  condiciones  de  equilibrio  (en  ecuaciones  como  (2)  no  aparecen  las  fuerzas  de  masa).  Con  el  fin  de  paliar  los  errores  derivados,  se  ha  propuesto  que  la  curva  característica  correspondiente  a  la  bóveda  se  modifique,  descontando  de  el  peso  del  anillo  plastificado  al  que,  de  esta  forma,  no  se  le  reconoce  capacidad  de  resistencia  al  corte.  De  manera  simétrica  se  puede  pensar  que  la  contrabóveda  se  ve  beneficiada  por  un  beso estabilizador de la misma intensidad (Fig. 17). Este peso es simplemente    y  comienza  a  ‘actuar’  a  partir  del  momento  en  que  comienza  la  plastificación  del  terreno.  Las  curvas  características obtenidas en los apartados anteriores se pueden considerar representativas de los hastiales  del túnel. 

  Figura 78. Representación de las curvas características en bóveda, contrabóveda y hastiales 

 

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6.3.‐ Determinación de la curva de confinamiento (o curva de sostenimiento)   6.3.1.‐ Introducción   Consideremos un revestimiento continuo elástico de radio ri y espesor, e, pequeño comparado con ri y  sometido  a  una  presión  uniforme  en  el  contorno,  de  intensidad  pi.  La  carga  T  que  soporta  el  anillo  se  obtiene fácilmente, por equilibrio (Fig. 79).    La deformación circunferencial del revestimiento será    ,  que  tiene  las  dimensiones  de  un  módulo  de  deformación,  reune  propiedades  del  donde  material  del  revestimiento  (su  módulo  E)  y  geométricas  (e,  ri)  y  puede  considerarse  la  rigidez  del  revestimiento (Fig. 80). Una vez conocida, es una simple operación determinar la convergencia relativa   y  por tanto obtener la curva de confinamiento.    La expresión anterior se puede generalizar a los tipos de sostenimiento y revestimiento generalmente  utilizados  en  la  construcción  de  túneles:  anillos  de  hormigón  de  espesor  finito  (hormigonados  ‘in  situ’  o  bien  materializados  mediante  hormigón  proyectado),  revestimientos  prefabricados  por  dovelas,  cerchas  metálicas,  bulones,...  En  los  apartados  siguientes  se  dan  algunas  expresiones  de  k.  Por  otra  parte  el  revestimiento  puede  alcanzar  una  carga  de  rotura  pmax.  En  definitiva  la  curva  de  sostenimiento  se  determina si se conoce k, pmax y la convergencia previa a su instalación ud.     Si actúan varios tipos de revestimiento simultáneamente con kj rigideces diferentes, cada uno de ellos  responderá a la deformación común εθ con una presión de sostenimiento      La carga total de sostenimiento será   

 

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  Figura 79. Carga T que soporta el revestimiento 

   

  Figura 80. Rigidez del revestimiento 

Es  decir,  siempre  que  actúen  simultáneamente  a  la  rigidez  conjunta  es  la  suma  de  las  rigideces  individuales. 

  Figura 81. Actuación conjunta de distintos tipos de sostenimiento 

 

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Si los sostenimientos actúan en tiempos o distancias al frente diferentes como es el caso representado  en la Fig. 81, su composición debe tener en cuenta este hecho, como allí se indica.    6.3.2.‐ Revestimiento anular de hormigón   Si su espesor es tc y el radio interior R, su rigidez es 

  y la carga máxima 

  Ec,  υc  y  c*σ  son  el  módulo,  coeficiente  de  Poisson  y  resistencia  a  compresión  simple  del  anillo  (habitualmente hormigón).    En general, el armado que se introduce conjuntamente con el hormigón proyectado prácticamente no  cambia su rigidez (su papel es asegurar la continuidad de la protección y evitar fisuraciones locales). Si se  trata de dovelas prefabricadas se ha de tener en cuenta la reducción de rigidez asociada a las juntas. Estas  se  pueden  suponer  representadas  por  zonas  de  menor  espesor  (Fig.  21).  Se  define  un  módulo  Ec  equivalente (utilizable en la expresión 110).   

‐3

donde  α  y  β  se  definen  en  la  figura  21.  En  general  β  es  pequeño  (≈10 )  por  lo  que  la  rigidez  de  un  revestimiento por dovelas no se ve prácticamente alterado por la presencia de juntas.    6.3.3.‐ Cerchas metálicas   Teniendo  en  cuenta  la  geometría  definida  en  la  Fig.  82,  la  rigidez,  Ks,  y  la  carga  máxima  ps  max  están  dadas por: 

    donde  :  Es:  módulo  elástico  del  material  de  los  bloques  de  apoyo;  ω:  anchura  de  cada  bloque  y  As:  sección de la cercha; Is: momento de inercia; S: espaciamiento entre cerchas en dirección longitudinal 

 

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  Figura 82. Dovelas y juntas 

  donde X es el canto de las cerchas y σsy la resistencia a tracción del acero. La rigidez de un sistema de  cerchas depende mucho de las características del material de acuñado (madera todavía en muchos casos o  acero en general).    6.3.4.‐ Bulones   Los  bulones  no  inyectados,  es  decir,  los  anclados  entre  dos  puntos  con  longitud  libre  l  (Fig.  23),  son  elementos  relativamente  flexibles.  Movimientos  locales,  por  ejemplo  asociados  a  una  fisura  E,  son  absorbidos  por  una  deformación  uniforme  del  bulón  a  lo  largo  de  su  longitud  libre.  Por  el  contrario,  un  bulón  inyectado  en  esta  misma  situación  reaccionaría  con  mucha  mayor  rigidez,  deformándose  en  una  pequeña longitud en el entorno de la fisura.    En un bulón inyectado es fácil calcular la relación entre alargamiento (Δu) y carga T. En efecto 

  donde db es el diámetro del bulón y E su módulo elástico. Si los bulones se colocan con espaciamientos  sl (dirección longitudinal) y st (dirección transversal) su presión equivalente peq es   

 

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  Figura 83. Cerchas 

  Figura 84. Bulones 

Si definimos un módulo de rigidez asociado a los bulones como  (116): 

, se obtiene, a partir de (115) y 

  En la práctica los bulones son más deformables debido a movimientos y reajustes de la zona de anclaje  y de la placa de apoyo. Hoek‐Brown modifican (117) de forma que: 

  y dan valores de Q a partir de ensayos de carga.   

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  La carga máxima se suele obtener también en ensayos de carga llevados hasta rotura Trot:    Hoek‐Brown citan los valores 

  En la mayoría de los casos citados el anclaje se conseguía mediante mecanismos de expansión.     Los bulones inyectados refuerzan el macizo rocoso lo que se traduce en un incremento de su módulo  de deformación, que se hace anisótropo y en cambio en sus parámetros de rotura, que también variarán  con la dirección en cada punto. El problema se complica y afecta a las hipótesis de partida del método de  convergencia‐confinamiento.  En  la  práctica  la  utilización  de  bulones  inyectados  se  puede  reflejar  en  una  mejora de las propiedades resistentes de la roca (por ejemplo los parámetros m y s del criterio de Hoek‐ Brown).     Un  cálculo  de  la  rigidez  de  los  sistemas  de  sostenimiento  normalmente  empleados  revela  que  los  bulones tienden a ser uno o dos órdenes de magnitud más flexibles que los revestimientos continuos. La  máxima rigidez se logra con anillos de hormigón moldeados ‘in situ’.   

6.4.‐  Determinación  de  la  deformación  previa  a  la  instalación  del  sostenimiento.  Utilización del método de convergencia‐confinamiento     El problema de la determinación de requiere la solución del problema tridimensional asociado al frente  y  por  tanto  no  puede  ser  resuelto  dentro  del  conjunto  de  hipótesis  simplificadas  del  método  de  convergencia‐confinamiento.  En  la  práctica  se  ha  recurrido  a  realizar  estudios  de  sensibilidad,  utilizando  métodos de elementos finitos con el fin de encontrar leyes simples que relacionen la convergencia con la  distancia al frente. Estudios de este tipo han sido realizados por Panet y Guénot (1982); Bernand y Rousset  (1992), Nguyen Minh y Guo 81993). Du    6.4.1.‐ Macizo En Régimen Elástico. Túnel Sin Revestir   Si se conociera la función 

   

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El desplazamiento u a distancia d se escribiría    Se ha propuesto (Panet, 1995), a partir de análisis elásticos por elementos finitos: 

  donde m es una constante que puede tomarse igual a 0.8.     En régimen elástico y túnel cilíndrico en deformación plana, ui(∞) se determinó previamente (ecuación  (14)): 

  puesto  que  en  el  túnel  no  revestido  pi=0.  Los  análisis  numéricos  muestran  que  conm  buena  aproximación, el frente se deforma radialmente un 27% del valor correspondiente al caso bidimensional:    La función a(x) se representa en la Fig. 85.    6.4.2.‐ Macizo en régimen elastoplástico. Túnel sin revestir   Se puede mantener la aproximación anterior y en concreto la forma de la presión a(x) introduciendo un  factor de corrección ζ: 

  donde ζ es la relación entre la convergencia elástica (2D), dada por (123) y la ley que se obtiene en el  análisis elastoplástico (por ejemplo, expresión (61) para modelo de Mohr‐Coulomb)    Esta expresión se usaría de nuevo para buscar ud. 

  Figura 85. Representación de a(x) 

6.4.3.‐ Túnel revestido   Es lógico que la presencia del revestimiento con su rigidez asociada controle (disminuyendo) los valores  de  u(x)  que  se  calculan  para  túnel  no  revestido.  El  valor  de  dependerá  de  la  distancia  al  frente,  de  las   

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propiedades  del  macizo  rocoso  (en  principio  sintetizadas  en  la  curva  característica)  y  de  la  rigidez  del  revestimiento.  Esta  última  se  puede  expresar  ventajosamente  de  forma  relativa  a  la  rigidez  elástica  del  terreno kn=k/G.   Como  alternativa  a  ud  y  a  fin  de  incorporar  la  propia  curva  característica  del  terreno,  el  valor  de  ud  puede quedar definido por la presión pi equivalente correspondiente a ud, denominada en la Fig. 25. 

  Figura 86. Obtención del ud a partir de la curva característica del túnel 

A  partir  de  estudios  paramétricos,  utilizando  leyes  elastoplásticas  y  variando  la  rigidez  relativa  Kn,  N.  Minh y Guo (1993) han publicado la Tabla 4 que relaciona pd  con la distancia relativa al frente y la rigidez  relativa kn. Esta tabla permite la obtención de ud a partir de la curva característica y de conocer la posición  de ka curva de confinamiento del revestimiento.  Tabla 4. Relación entre pd/p0 y kn 

  La presión y convergencia de equilibrio se obtienen  mediante intersección de  las curvas CC y CF (Fig.  63).  Por  ejemplo  si  la  curva  característica  es  la  elástica  correspondiente  a  túnel  circular  (ecuación  14)  se  obtiene: 

 

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  En el caso esférico se calcula 

  Cuando se inicia el régimen elastoplástico el punto de intersección de las curvas CC y CF es solución de  una ecuación no lineal que puede resolverse por un procedimiento iterativo.     No  se  dan  criterios  para  definir  los  valores  de  peq  y  ueq.  En  el  NATM  se  alcanza  la  convergencia  de  equilibrio y el sostenimiento a aplicar tras un proceso de observaciones en el tiempo y la aplicación flexible  del  sostenimiento.  Interesa  en  general  conseguir  que  las  curvas  convergencia‐tiempo  tiendan  asintóticamente al equilibrio. Las aceleraciones inesperadas de los movimientos desencadenan en general  el  refuerzo  del  sostenimiento.  Interesa,  por  un  lado,  que  la  roca  no  trabaje  exclusivamente  en  régimen  elástico  (por  antieconómico)  ni  que  se  alcancen  plastificaciones  excesivas  con  espesores  de  plastificación  superiores al radio del túnel, que degraden en exceso la roca, lo que supone un ‘cambio’ de material y unas  convergencias altas. En rocas de calidad buena y media las convergencias no suelen superar algunos mm.  Son  comunes  en  rocas  de  peor  calidad  convergencias  del  orden  de  centímetros.  Convergencias  de  decímetros son ya excesivas.                             

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7.‐ DRENAJE E IMPERMEABILIZACIÓN DURANTE LA CONSTRUCCIÓN Y  EXPLOTACIÓN DE TÚNELES  7.1.‐ Aspectos generales. Importancia del agua   La experiencia indica que una gran parte de las dificultades importantes que surgen en la construcción  de túneles está directa o indirectamente relacionada con el agua. El reconocimiento previo al proyecto y  construcción debe intentar definir las circunstancias adversas en relación con el agua. Se ha criticado (Fig.  87)  la  importancia  desmesurada  que  se  otorga  en  informes  previos  a  la  descripción  de  las  circunstancias  geológicas  en  detrimento  de  otra  información  fundamental  para  la  construcción  de  un  túnel.  La  información que proporcione el reconocimiento debe ser interpretada y transformada en recomendaciones  y  propuestas  concretas  en  relación  con  la  construcción  del  túnel.  La  acumulación  de  datos  por  sí  misma  tiende a ser irrelevante. 

  Figura 87.  Relación de informes dedicados a distintos ámbitos (Muir Wood & Kirkland, 1985) 

La excavación reciente de algunas cavernas de almacenamiento de productos petrolíferos bajo el nivel  freático,  en  presencia  de  fracturas  en  el  macizo  rocoso  (Tabla  5)  muestra  el  importante  incremento  de  coste de excavación asignable a la presencia de agua. En uno de los casos indicados en la Tabla 5 (esquema  de Vexin en Francia) las dificultades que originaron un sistema de fracturas en el macizo de creta donde se  excavaron los diferentes túneles tuvieron una repercusión económica muy fuerte. Se da la circunstancia de  que  este  proyecto  contó  con  una  abundante  investigación  previa  de  carácter  geomecánico  que  fue  aparentemente  incapaz  de  detectar  el  riesgo  asociado  al  sistema  de  fracturas  saturadas  de  agua.  Se   

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concluye, en relación con los tres casos mencionados en la Tabla 5 que es conveniente disponer en obra,  siempre listos, equipos de bombeo e inyección de la suficiente capacidad.  Tabla 5. Problemas asociados al agua en algunas cavernas de almacenamiento (G. Jansson, 1979) 

  Para el caso de Vexin, se realizaron numerosas investigaciones previas:   • Pozo vertical de reconocimiento 150 m, 3 m2.   • Varias galerías de reconocimiento (la mayor de 50 m de longitud y 50 m2  de sección) perforadas en  roca homogénea e impermeable.   • Abundantes ensayos in situ.   • Sistema regional de fracturas con agua abundante.    La heterogeneidad del medio geológico impone dificultades al reconocimiento previo. Ello se ilustra en  las Fig 88 y 89. En la Fig. 88 se ilustra la variabilidad esperable en terrenos aluviales a partir de los datos  proporcionados por la excavación de un túnel en gravas del Támesis. En la Fig. 89 aparece una propuesta de  tipo de reconocimiento cuando la variabilidad estratigráfica es notable. 

 

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  Figura 88. Variabilidad de terrenos aluviales (Juvann et al, 1985) 

  Figura 88. Variabilidad de terrenos aluviales (Juvann et al, 1985) (Cont.) 

 

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  Figura 89. Disposición de sondeos (Dodds, 1982) 

7.2.‐ Flujo de agua hacia un túnel  Los túneles, revestidos o no, tienden a actuar como drenes permanentes en el terreno (Ward y Pender,  1981). Los datos recogidos en la Fig. 5 muestran la importancia de la filtración hacia túneles en la red de  ferrocarriles  de  Japón.  No  se  detectan  diferencias  notables  entre  litologías  (a  excepción  quizá  de  los  terrenos  volcánicos)  y  se  advierte  el  notable  incremento  de  caudales  filtrados  que  suponen  las  zonas  fracturadas  debido  al  aumento  de  permeabilidad.  La  filtración  hacia  los  túneles  tiende  a  disminuir  con  el  tiempo  (Fig.  90,  91)  seguramente  como  consecuencia  de  rebajamientos  permanentes  progresivos  de  niveles piezométricos. Algunas excepciones (incremento de caudales) pueden estar asociadas al lavado de  juntas y pérdida de finos en las inmediaciones de los túneles donde los gradientes tienden a ser altos. 

 

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  Figura 90 a y b. Filtración recogida por los túneles de la red de FF.CC. de Japón (Ishizaki,1979) 

Existe un número limitado de expresiones analíticas para el cálculo de caudales filtrados hacia túneles.  Algunas se han indicado en las Fig. 91, 92, y 93. Más información aparece en Custodio y Llamas (1976). En  general  las  soluciones  analíticas  cubren  un  número  escaso  de  situaciones.  El  rebajamiento  de  los  niveles  piezométricos  con  superficies  de  saturación  variables  en  el  tiempo  plantea  las  mayores  dificultades.  Una  valoración  de  los  métodos  numéricos  disponibles  para  analizar  los  problemas  de  filtración  con  superficie  libre ha sido hecha recientemente por Gioda y Desideri (1988).   

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  Figura 91. Cálculo de caudales filtrados hacia túneles 

 

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  Figura 92. Cálculo de caudales filtrados hacia túneles 

 

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  Figura 93. Filtraciones hacia túneles en el metro de Estocolmo (Brune et al, 1980) 

Un  parámetro  fundamental  y  de  difícil  determinación  para  la  obtención  de  caudales  es  la  permeabilidad  del  terreno.  En  medios  fracturados  se  han  utilizado  con  frecuencia  técnicas  de  homogeneización con el fin de obtener permeabilidades equivalentes de medio continuo. Una alternativa  es  la  simulación  de  las  familias  de  discontinuidades  presentes  (Fig.  94  a)  y  a  partir  de  sus  conexiones  hidráulicas  (Fig.  94  b)  resolver  el  problema  de  flujo  hacia  un  túnel  excavado  en  un  macizo  rocoso  así  generado. Un análisis de este tipo (Fig. 94 c) muestra que el caudal medio hacia el túnel crece con su radio,  aproximadamente en la misma proporción que crece la frecuencia de intersecciones con fracturas activas  hidráulicamente. Este análisis muestra también que el coeficiente de variación de los caudales calculados  disminuye con el tamaño del túnel, lo que refleja un efecto promedio en túneles de mayor tamaño (Fig. 94  c). 

 

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  Figura 94. Predicción de caudales infiltrados a través 

 

7.3.‐ Efecto de flujo sobre las condiciones mecánicas de los túneles   Una parte de la carga que el terreno, en presencia de agua en filtración, ejerce sobre el revestimiento  de un túnel lo constituye la distribución de presiones de agua sobre el mismo. La distribución de presiones  de agua sobre un revestimiento impermeable puede calcularse fácilmente a partir de una red de corriente. 

 

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En el caso concreto de las Figs. 95 y 96 se ilustra el efecto que sobre las presiones de agua ejercidas sobre el  revestimiento de un túnel, tiene la mayor o menor proximidad de un túnel de drenaje. 

  Figura 95. Red de corriente con proximidad de un túnel de drenaje (Oteo, 1982) 

 

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  Figura 96. Empujes del agua en el revestimiento de un túnel con túnel de drenaje (Oteo, 1982) 

Las tensiones totales sobre el revestimiento han de calcularse sin embargo como suma de las tensiones  efectivas y de las presiones de agua. En presencia de filtración, a las fuerzas de masa habituales (peso) ha  de añadirse una fuerza proporcional al gradiente. Con las hipótesis que aparecen en la Fig. 97, Atkinson y  Mair (1983) publicaron un análisis simplificado de las cargas totales sobre el revestimiento de un túnel en  los  casos  extremos  de  agua  en  reposo  (túnel  estanco)  (Fig.  98  a)  y  flujo  estacionario  hacia  el  túnel  (que  mantiene en su periferia una presión nula de agua, es decir un túnel drenado) (Fig. 98 b). En este análisis se   

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llega  la  conclusión  de  que  en  ambos  casos  las  cargas  son  iguales.  Este  resultado  puede  ser  explicado  de  forma muy sencilla: las fuerzas de masa inducidas por la filtración (en el caso de túnel drenado) equivalen a  la presión hidrostática de agua (en el caso de túnel estanco). Una consecuencia de este análisis es que no se  reduce la carga sobre un revestimiento por hacerle drenante. 

  Figura 97. Cargas sobre el revestimiento originadas por el agua (Atkinson & Mair,1983) 

El análisis indicado en las Fig. 97 y 98 prescinde de la deformación del terreno. Si éste alcanza su rotura  y  si  interesan  además  (como  es  necesario  a  efectos  prácticos)  la  relación  entre  deformación  del  túnel  y  presión  de  revestimiento,  el  análisis  anterior  debe  ser  modificado.  Incluso  en  el  supuesto  de  que  la  permeabilidad del terreno sea constante y no afectada por la deformación, la distribución de gradientes no  es uniforme. De hecho estos tienden a concentrarse en las inmediaciones del túnel y por ello esta zona, al  recibir más fuerzas de masa, tenderá a deformarse más que zonas alejadas de la excavación. Por otra parte  las inmediaciones de la excavación son las más tensionadas y en ellas se desarrollan lógicamente las zonas  plásticas.  Por  ello  es  de  suponer  que,  en  terrenos  que  alcancen  la  rotura,  las  condiciones  de  filtración  modifiquen la extensión de las zonas plásticas y en consecuencia modifiquen las relaciones sostenimiento‐ deformación (curvas características del túnel) que tanto dependen del grado de plastificación del terreno  en las inmediaciones del túnel.    Si el terreno permanece en régimen elástico, es menos obvio que la filtración haga cambiar de forma  importante  los  resultados  de  Atkinson  y  Mair  aunque  el  cambio  de  hipótesis  que  introduce  un  análisis  elástico con relación a las indicadas en la Fig. 97 lógicamente ha de tener algún efecto. 

 

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  Figura 98. Cargas sobre el revestimiento originadas por el agua (Atkinson & Mair,1983) 

El análisis de la influencia de  la filtración en  el  comportamiento  mecánico del túnel  puede abordarse  mediante  técnicas  numéricas  que  resuelvan  el  problema  acoplado  flujo‐deformación.  Más  útiles  son  probablemente  los  planteamientos  analíticos  y  semianalíticos  aunque  deban  introducir  hipótesis  simplificadoras  con  relación  al  comportamiento  de  los  materiales,  al  grado  de  acoplamiento  flujo‐ deformación y a la simetría del problema. Las hipótesis que se introducen en dos aportaciones recientes a  este problema (Jiménez Salas, 1981; Jiménez Salas y Serrano, 1984 y Lembo Fazio y Ribacchi, 1984) se han  resumido en la Fig. 99 y la Tabla 6. Algunos aspectos de la solución obtenida por estos autores se presentan  a continuación. 

  Figura 99. Influencia de la filtración sobre el comportamiento del túnel 

  Tabla 6. Influencia de la filtración sobre el comportamiento del túnel 

 

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    Si el terreno se mantiene en régimen elástico las tensiones en el contorno del túnel y el desplazamiento  radial  del  mismo,  en  el  caso  de  existir  un  flujo  hacia  el  túnel  son  prácticamente  idénticos  a  la  solución  clásica en tensiones totales (Fig. 100). 

  Figura 100. Análisis elástico con flujo 

Sin embargo (Fig . 101 y siguientes), si existe un anillo de plastificación en torno al túnel, la influencia  del régimen de filtración puede ser importante. En la Fig. 101 se han resumido las condiciones y criterios  necesarios para obtener la solución, criterios que coinciden básicamente con los clásicos establecidos por  muchos investigadores para el análisis elastoplástico del problema axisimétrico de un túnel en deformación  plana (una referencia a todas estas contribuciones desde el año 1938 aparece en Brown et al, 1983). En la  misma figura se ha indicado una expresión (Lembo Fazio i Ribacchi, 1984) para el radio adimensional de la  zona plástica cuando existe filtración (en ausencia de tensiones en el contorno del túnel). El efecto del agua   

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en filtración se contabiliza en un término h que representa el gradiente en la zona inmediata al túnel y en la  expresión  para  la  tensión  de  confinamiento,  σ0,  en  la  que  aparece  la  presión  de  agua  en  la  transición  de  zonas  elástica  y  plástica.  El  término  de  gradiente  h  se  descuenta  del  término  fr  que  es  un  parámetro  proporcional a la cohesión del terreno. Su efecto es por tanto negativo y tiende a restar cohesión a la roca.     Hemos de esperar por consiguiente que todos aquellos factores que tiendan a incrementar el gradiente  de agua en las proximidades del túnel, incrementarán el tamaño de la zona plástica. La propia rotura del  terreno, sin embargo, tiende a disminuir el gradiente de agua en la zona plástica (efecto beneficioso) pues  la rotura va acompañada a fenómenos de dilatancia (mayor permebilidad) y a una mayor fracturación del  terreno. Por esta razón, el cociente entre las permeabilidades del terreno en régimen elástico y en rotura  será  un  número  variable  entre  1  y  0.  La  distribución  de  presiones  de  agua  correspondiente  a  diferentes  valores de esta razón aparece en la Fig. 102 a. En el caso límite (aumento fuerte de la permeabilidad del  terreno tras la rotura) la zona plástica estará libre de presiones de agua. 

  Figura 101 a. Análisis elastoplástico con flujo 

  Figura 101 b. Extensión de zona plástica 

El  efecto  de  estas  consideraciones  en  las  curvas  características  del  túnel  aparece  en  las  Figs.  102  a  (utilizando un criterio de rotura del terreno tipo Mohr‐Coulomb) o en la Fig. 102 b (criterio Hoek‐Brown). En  ambas  figuras  se  compara  la  curva  característica  en  ausencia  de  filtración  con  la  resultante  de  utilizar  diferentes  hipótesis  de  distribución  de  permeabilidades.  En  general,  si  la  zona  plástica  está  drenada,  las  curvas  características  mejoran  con  relación  a  la  solución  en  ausencia  de  agua.  Una  filtración  con  permeabilidad homogénea (y con mayor razón si la zona plástica adquiere una permeabilidad más pequeña  – como sería el caso de una inyección  en la misma ‐) empeora la situación. En la Fig. 102 d aparecen los 

 

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desplazamientos en el contorno del túnel y la distribución de tensiones radiales y circunferenciales para dos  hipótesis de distribución de permeabilidad y para el caso seco (clásico) (p0 = 0). 

  Figura 102 a. (Rembo Faccio y Ribacchi, 1984) 

  Figura 103 b y c. (Rembo Faccio y Ribacchi, 1984) 

 

  Figura 104 d y e. (Rembo Faccio y Ribacchi, 1984) 

Algunos resultados del análisis de Jiménez Salas y Serrano (1984) se han recogido en la Fig. 103. En la  Fig. 103 a se observa como disminuye el radio de la zona plástica a medida que aumenta la permeabilidad  de la zona plástica y se aleja el contorno exterior en el que se fija la presión de agua p0. Ambas situaciones  contribuyen a disminuir el gradiente de filtración en las inmediaciones de la pared del túnel. El efecto de la  presión  interior  del  agua  (sobre  el  contorno  de  la  excavación)  en  el  desarrollo  de  la  zona  plástica  está  indicado en la Fig. 103b para dos valores de cohesión y ángulo de fricción del terreno.   

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  Figura 105 a y b. (Jiménez Salas y Serrano, 1984) 

La discusión anterior se puede resumir en unas conclusiones que se han indicado en la Fig. 106.  

  Figura 106. Conclusiones. 

  En  la  Fig.  107  se  han  dibujado  unos  cuantos  esquemas  de  posibilidades  alternativas  de  drenaje  e  inyección de un túnel que se interpretan con ayuda de los conceptos establecidos. En todos los esquemas  se  ha  indicado  (zona  rayada)  la  extensión  del  anillo  de  plastificación  entorno  al  túnel,  siempre  de  forma  cualitativa.  La  Fig.  107  a  (túnel  sin  drenaje  y  sin  inyección)  puede  tomarse  como  figura  la  referencia.  El  drenaje en el propio túnel (Fig. 107) incrementa la extensión de la zona plástica lo que se ha de traducir en  unas  mayores  necesidades  de  sostenimiento.  Una  combinación  óptima  desde  el  punto  de  vista  de  la  estabilidad  del  túnel  está  indicada  en  la  Fig.  107  c.  El  drenaje  es  exterior  a  la  zona  inyectada.  De  esta  manera se eliminan los gradientes en las inmediaciones del túnel y esta zona tiene además la resistencia  adicional  proporcionada  por  la  inyección.  Un  aspecto  negativo  de  esta  solución  en  terrenos  de  alta  permeabilidad es la necesidad de evacuar caudales importantes procedentes del drenaje.     Dos situaciones que pueden darse si, además de inyectar las inmediaciones del túnel, se drena en su  contorno, se han indicado en las Figs. 107 d y 107 e. En estos casos la situación del drenaje en el propio  túnel,  contribuye  a  incrementar  los  gradientes  con  relación  a  la  Fig.  107  c.  Además,  la  pérdida  de   

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permeabilidad  asociada  a  la  inyección  contribuye  a  incrementar  también  los  gradientes  en  las  inmediaciones  del  túnel.  La  extensión  de  la  zona  plástica  dependerá  del  peso  relativo  que  tengan  la  disminución  de  permeabilidad  originada  por  la  inyección  y  el  incremento  de  la  resistencia  de  la  zona  tratada. En la Fig. 107 d se indica la situación correspondiente a un predominio de los efectos de mejora  resistente de la inyección. En este caso la zona plástica es reducida y queda confinada dentro del terreno  inyectado. La solución es satisfactoria y además los caudales a evacuar serán pequeños.    Sin embargo, si predominan los efectos negativos de reducción de la permeabilidad o la zona tratada  por la inyección es pequeña, la corona plástica puede afectar a toda la zona de inyección y se alcanza una  situación pésima en cuanto a condiciones de estabilidad. Por último (Fig. 107 f) si se inyecta el terreno y se  evita  todo  drenaje  (condición  que  puede  ser  difícil  de  asegurar,  sobre  todo  en  los  frentes  y  en  sus  proximidades) la zona plástica adquirirá un pequeño desarrollo y las necesidades de sostenimiento serán  asimismo reducidas (pero habrá, lógicamente, que considerar la presión de agua sobre el revestimiento). 

 

  Figura 107. Alternativas de drenaje e inyección de un túnel 

 

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  Figura 108. Alternativas de drenaje e inyección de un túnel (Continuación) 

La excavación de un túnel provoca fenómenos acoplados de deformación y flujo más complejos que los  expuestos hasta ahora. Es ilustrativa a este respecto la Fig. 108 que muestra los movimientos (Fig. 108 b, c)  y  presiones  intersticiales  (Fig.  108  d)  originadas  por  la  excavación  de  un  túnel  mediante  escudo  y  aire  comprimido en arcilla aluvial (Fig. 108 a). Parte de los movimientos observados (en superficie) por efecto  de  la  excavación  corresponden  a  condiciones  no  drenadas  (antes  de  eliminar  la  presión  del  aire)  y  fenómenos  drenados  a  continuación  (con  la  consiguiente  extensión  y  profundización  (Fig.  108  a)  de  la  “cubeta” de asientos en superficie). En otras modalidades de perforación es más difícil separar ambos tipos  de  deformación  y  en  general  la  construcción  del  túnel  desencadena  un  proceso  acoplado  flujo‐ deformación. 

   

 

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  Figura 109. Asiento no drenado y por consolidación (arcilla aluvial). (Glassop + Fermer, 1975) 

Se  han  descrito  procedimientos  de  análisis  rigurosos  flujo‐deformación  de  la  excavación  de  un  túnel  utilizando métodos de elementos finitos. Algunos ejemplos se han reunido en las Figs. 110 y 111.   

 

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  Figura 110. Cam‐clay mod + consolidación (Seneviratne + Gunn, 1985) 

   

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  Figura 111. Sekiguchi‐Ohita + consolidación (Ohta et al, 1985; ICONMIG. Nagoya) 

Recientemente  se  ha  desarrollado  también  una  solución  analítica  para  el  problema  acoplado  de  consolidación inducido por un sumidero puntual (Figs. 112 y 113). Esta solución puede ser de interés como   

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primera aproximación para evaluar los efectos de la consolidación inducida por la excavación de un túnel y  especialmente,  para  estimar  los  movimientos  inducidos  por  sistemas  de  drenaje.  En  la  Fig.  113  puede  observarse  como  se  incrementa  y  se  extienden  los  asientos  en  superficie  originados  por  un  sumidero  puntual con el transcurso del tiempo (resultados cualitativamente similares a los presentados en la Fig. 109  c)  y  asimismo  el  efecto  de  la  anisotropía  de  la  permeabilidad.  Esta  solución  teórica  puede  permitir  el  desarrollo de programas de elementos de contorno para resolver problemas con geometrías complejas. 

  Figura 112. Consolidación de semiespacio elástico inducida por un sumidero puntual. Permeabilidad anisotrópica (Booker +  Carter, 1987) 

 

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  Figura 113. Asientos en superficie originados por un sumidero puntual 

  Figura 114. Asientos en superficie originados por un sumidero puntual (Cont.) 

 

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7.4.‐ Protección frente al agua durante la construcción   Es  común  la  utilización  de  inyecciones  desde  el  exterior  (Fig.  114  y  115,  en  este  último  caso  acompañada de un “paraguas” de “jet grouting”) o bien desde el interior del propio túnel. En general, en  terrenos  de  mala  calidad  saturados,  se  combinan  procedimientos  de  drenaje  e  inyección  desde  el  propio  túnel. Es frecuente que en circunstancias difíciles se dispongan taladros de longitud apreciable (30 m – 100  m), perforados desde el frente, para detectar presiones o caudales elevados y permitir el drenaje (Fig. 116  b). La combinación de inyecciones y drenaje que aparece en la Fig. 116  a es similar en su concepción a la  Fig. 116 c, discutida anteriormente. 

  Figura 115. Tratamiento de túneles en Hong‐Kong (Mc Feath Smith + Haswell, 1985) 

  Figura 116. Metro de Milán. Esquema de tratamiento (Tornaghi + Cippo, 1985) 

 

 

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Figura 117. Túnel Long, Congo‐Océano, A = 40 m2 y L = 4.6 Km (Lepetit + Chapeau, 1985) 

 

Un  caso  interesante  de  drenaje  intensivo  mediante  aplicación  de  vacío,  de  granitos  descompuestos  saturados de baja permeabilidad aparece en la Fig. 118. Este procedimiento fue la alternativa, finalmente  ejecutada, a un método por congelación inicialmente proyectado.  

 

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  Figura 118. Drenaje en el túnel de Du Toitskloo, Sudáfrica (Bütter, 1987) 

 

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  Los niveles piezométricos se pueden reducir también desde el exterior utilizando pozos de bombeos. En  ocasiones  (Fig.  119)  es  necesario  completar  este  drenaje  exterior  con  drenajes  suplementarios  desde  el  propio túnel.  

  Figura 119. Túnel de Kokubu (Tokyo). Esquema de drenaje (Fujimori et al, 1985) 

En  grandes  obras  se  ha  recurrido  a  túneles  de  drenaje  auxiliares.  El  túnel  de  Seikan,  ampliamente  descrito en muchas referencias, es un ejemplo de este concepto (Fig. 120). 

 

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  Figura 120. Túnel de Seikan (Megaw + Barlett, 1981) 

7.5.‐ Protección frente al agua durante la explotación   Se emplean técnicas de drenaje y de impermeabilización. Con el drenaje se pretende además reducir a  cero la presión de agua, generalmente en el trasdós del revestimiento. Para ello el agua debe ser conducida  (drenada) y evacuada por algún procedimiento. En la Fig. 121 se ha dibujado un esquema del sistema de  drenaje  utilizado  en  algunos  túneles  de  España  (túneles  en  la  autopista  Campomanes‐León).  El  drenaje  interior de la calzada puede utilizar los mismos sistemas de evacuación que se diseñan para el drenaje del  túnel  propiamente  dicho.  En  el  caso  dibujado  el  drenaje  está  confiado  a  un  material  de  alta  porosidad  situado entre el revestimiento definitivo y el macizo rocoso o terreno, ya sostenido. La descarga del agua  recogida en el dren de gravas de base se efectúa al amparo de juntas abiertas que coinciden con juntas de  construcción. En estas juntas abiertas pueden tener origen otros sistemas adicionales de drenaje (taladros‐ dren, rozas, etc... ). 

 

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  Figura 121. Esquema de sistema de drenaje utilizado en túneles de la autopista Campomanes‐León 

En construcciones recientes, el drenaje suele ir asociado a la impermeabilización. Con frecuencia, son  láminas de PVC situadas en el extradós del revestimiento las que aseguran la estanqueidad del túnel. Estas  láminas asientan sobre mallas permeables que además de asegurar el drenaje proporcionan una adecuada  regularización  de  la  superficie  irregular  del  sostenimiento  (Fig.  122  a).  Debe  tenerse  en  cuenta  en  el  proyecto  la  pérdida  de  permeabilidad  originada  por  la  presión  ejercida  por  el  terreno  (Fig.  122  b)  y  la  influencia de precipitaciones y depósitos transportados por el agua de filtración (Fig. 122 c). Un ejemplo de  disposición de la membrana de impermeabilización se ha recogido en la Fig. 123.    No son comunes, en diferentes países, las prácticas de impermeabilización de túneles. Algunos suelen  exigir  la  impermeabilización  integral  de  toda  la  longitud  del  túnel.  El  otros,  se  drena  y/o  impermeabiliza  determinados  tramos  con  problemas  concretos.  Tampoco  es  universal  la  impermeabilización  mediante  membrana  en  el  trasdós  del  revestimiento.  A  veces  la  impermeabilización  se  confía  a  un  revestimiento  secundario,  interior  al  revestimiento  (o  sostenimiento)  principal.  Este  revestimiento  secundario  puede  cumplir además otras funciones (incremento de luminosidad, estética). Se han reunido unos ejemplos en la  Fig. 124. 

 

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  Figura 122. Drenaje (Malla tridimensional) e Impermeabilización (Membrana impermeable PVC); Berkhout et al, 1987 

 

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  Figura 123. Metro de Washington. Impermeabilización (Martin, 1987) Premio ASCE para el mejor proyecto en Ingeniería  Civil, 1987 

 

 

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  Figura 124. Revestimiento secundario de protección frente al agua en Noruega (Krokeborg + Pedersen, 80’s) 

Si el túnel se construye mediante dovelas prefabricadas (sistema que no necesariamente se utiliza  en terrenos de baja calidad) se consigue una impermeabilización efectiva mediante materiales de sellado  comprimidos entre las juntas longitudinales y transversales de las dovelas (Fig. 125). Más recientemente se  han  utilizado  también  inyecciones  de  bentonita/cemento,  cemento  con  látex,  resinas,  en  conductos  de  sellado limitados por las propias dovelas prefabricadas (Fig.126). En estos sistemas mediante dovelas una  primera  barrera  al  paso  del  agua  lo  constituye  con  frecuencia  la  inyección  de  trasdós.  La  experiencia  demuestra sin embargo que estos túneles actúan también como drenes de los acuíferos que atraviesan. 

  Figura 125. Impermeabilización en túneles construidos mediante dovelas (Megaw + Bartlett, 1981) 

 

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  Figura 126. Impermeabilización en túneles construidos mediante dovelas (Lyons, 1979) 

En  la  mayoría  de  los  túneles  el  agua  drenada  es  evacuada  mediante  conductos  hacia  el  exterior  siguiendo las pendientes  naturales del trazado.  En  otras ocasiones y singularmente en el  caso de túneles  subacuáticos es necesario prever estaciones interiores de bombeo pues el trazado supone la existencia de  puntos interiores de acumulación del agua drenada. 

  Figura 127. Esquema de drenaje en un túnel subacuático (Bendelius, 1982) 

                   

 

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8.‐ MAQUINARIA DE CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES  8.1.‐ Introducción  Los  túneles  se  construyen  excavando  en  el  terreno,  manualmente  o  con  máquinas.  Los  sistemas  habituales de excavación subterránea son medios mecánicos, voladuras y manual:   Perforación y voladura mediante explosivos.   Los  medios  mecánicos  mediante minador  puntual (rozadora),  minador  a  sección  completa  o  TBM  o tuneladora (Tunnel  Boring  Machine)  o  con  maquinaria  convencional  (martillo  picador,  excavadora...) 

  Figura 128. Métodos de excavación en función de la resistencia a compresión de la roca. 

8.2.‐ Métodos de excavación de túneles mediante perforación y voladura   Los métodos de excavación de túneles mediante perforación y voladura dependen fundamentalmente  en primer lugar, del tipo de terreno a atravesar. De este modo cabe destacar por separado la excavación de  túneles en roca y la excavación de túneles en suelos o terrenos blandos. En este artículo nos centraremos  siempre a la excavación en roca, que es lo más habitual en los túneles de carretera.  Las partes o trabajos elementales de que consta el ciclo de trabajo característico de las excavaciones  mediante perforación y voladura son las siguientes:   Replanteo en el frente del esquema de tiro.   Perforación de los taladros.   Carga de los taladros con explosivo (barrenos).   

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 Voladura y ventilación.   Retirada del escombro y saneo del frente, bóveda y hastiales.  El  esquema  de  tiro  es  la  disposición  (Fig.  129)  en  el  frente  del  túnel  de  los  taladros  que  se  van  a  perforar, la carga de explosivo que se va a introducir en cada uno y el orden en que se va a hacer detonar  cada barreno, diseñándose al principio de la obra en base a la experiencia y a una serie de reglas empíricas  recogidas  en  los  manuales  sobre  explosivos.  Posteriormente,  a  lo  largo  de  la  excavación  del  túnel,  se  va  ajustando en función de los resultados obtenidos en cada voladura. 

  Figura 129. Esquema de tiro 

La voladura  de  la  destroza con barrenos  horizontales,  tiene  la  ventaja  de  que  se  utiliza  el  mismo  sistema  de  trabajo  y  maquinaria  que  la  fase  de  avance,  pudiendo  recortarse  con  la  voladura  la  forma  teórica  del  túnel.  Por  otro  lado,  la  voladura  en  banco  es  más  rápida  de  llevarse  a  cabo,  con  un  consumo  menor de explosivo, y no necesita ser retirado el escombro en cada voladura, pero requiere de un recorte  posterior para conseguir el perfil del túnel en los hastiales.    Los taladros deben de tener una longitud de un 5 a 10 % superior a la distancia que se quiera avanzar  con la pega, llamada longitud de avance, ya que siempre se producen pérdidas que impiden aprovechar al  máximo la longitud de los taladros. Las longitudes de avance típicas están comprendidas entre 1 y 4 metros  y  se  fijan  en  función  de  la  calidad  de  la  roca,  cuanto  mejor  es  la  calidad  del  terreno,  mayores  serán  los  avances posibles. Con una roca de calidad media‐adecuada es habitual perforar taladros de 3 a 3,50 metros  para avanzar entre 2,80 y 3,20 metros en cada voladura.    Para la perforación y voladura, la sección teórica del túnel se divide en zonas (Fig. 130), en las que las  exigencias,  tanto  de  densidad  de  perforación,  como  de  carga  específica  de  explosivo  y  secuencia  de  encendido son distintas. Estas zonas son:   Cuele   

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   

Contracuele  Destroza  Zapateras  Contorno 

  Figura 130. Sección teórica de un túnel para perforación y voladura 

Cuele. El cuele es la fase de la voladura que dispara en primer lugar. Su finalidad es crear una primera  abertura en la roca que ofrezca al resto de las fases una superficie libre hacia la que puede escapar la roca  con lo cual se posibilita y facilita su arranque. El cuele es sin duda la más importante de todas las fases de la  voladura de un túnel en relación con el avance de la voladura.    Existen distintos tipos de cuele (Fig. 131), los cueles en V y en abanico, que facilitan la salida de la roca  hacia el exterior, pero tienen el inconveniente de que los taladros forman un ángulo con respecto al eje del  túnel,  por  lo  que  su  correcta  perforación  tiene  una  mayor  dificultad  y  exige  variar  el  esquema  de  perforación para cada longitud de avance. En túneles de secciones de excavación reducidas estos cueles no  permiten grandes avances por voladura. 

 

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  Figura 131. Tipos de cuele 

El  cuele  más  usado  por  su  simplicidad  es  el  cuele  paralelo.  Consiste  en  un  taladro  vacío  (barreno  de  expansión),  sin  explosivos,  de  mayor  diámetro  que  el  resto  (de  75  a  102  mm)  y,  a  su  alrededor,  tres  o  cuatro  secciones  de  taladros  cargados  que  explotan  sucesivamente  siguiendo  una  secuencia  preestablecida.  La  misión  del  barreno  de  expansión  es  la  de  ofrecer  una  superficie  libre  que  evite  el  confinamiento de la roca de modo que facilite su arranque. Su diámetro varía entre 100 y 300 milímetros.  En ocasiones puede sustituirse por dos taladros vacíos de diámetro menor (2 x 75 mm).    Destroza.  La  destroza  es  la  parte  central  y  más  amplia  de  la  voladura,  cuya  eficacia  depende  fundamentalmente del éxito de la zona del cuele y contracuele, que es la zona crítica de la voladura.    Zapateras.  La  zapatera  es  la  zona  de  la  voladura  situada  en  la  base  del  frente,  a  ras  del  suelo.  Los  taladros extremos suelen  ir un poco abiertos “pinchados” hacia fuera con objeto de  dejar sitio suficiente  para  la  perforación  del  siguiente  avance.  Los  barrenos  de  las  zapateras  son  los  que  más  carga  explosiva  contienen  ya  que,  aparte  de  romper  la  roca  han  de  levantar  ésta  hacia  arriba.  Para  evitar  repiés,  van  ligeramente “pinchados” hacia abajo y son disparados en último lugar.    Contorno. Los taladros perimetrales o de contorno son importantes pues de ellos dependerá la forma  perimetral  de  la  excavación  resultante.  Lo  ideal  es  que  la  forma  real  del  perímetro  del  túnel  sea  lo  más  parecida  posible  a  la  teórica,  aunque  las  irregularidades  y  discontinuidades  de  la  roca  dificultan  dicho  objetivo.    Existen  dos  técnicas  de  efectuar  los  tiros  perimetrales:  el  recorte  y  el  precorte.  El  recorte,  que  es  la  técnica más empleada, consiste en perforar un número importante de taladros paralelos al eje del túnel en  el  contorno,  a  la  distancia  conveniente  (entre  45  cm  y  100  cm)  y  con  una  concentración  de  explosivo  pequeña o incluso nula. En la secuencia de encendido son los últimos barrenos en detonar. Por otro lado, la   

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técnica  del  precorte  se  perfora  un  mayor  número  de  taladros  perimetrales  y  paralelos  entre  sí  unas  distancias entre 25 cm y 50 cm, con una concentración de carga explosiva entre 0,1 y 0,3 kg/m. Esta técnica  exige una perforación muy precisa que asegure un buen paralelismo y una homogénea separación entre los  taladros.  En  la  secuencia  de  encendido,  son  los  primeros  en  detonar,  con  lo  que  se  crea  una  fisura  perimetral que aísla y protege la roca de las vibraciones del resto de la voladura. La técnica del precorte,  por  su  esmerada  ejecución  y  costo  elevado,  es  de  uso  poco  frecuente  en  túneles,  excepto  en  casos  muy  especiales.  8.2.1.‐ Maquinaria de perforación  La perforación de los taladros se puede hacer por dos procedimientos: el primero es mediante el uso de  martillos  manuales  accionados  por  aire  comprimido,  y  el  segundo  es  mediante  martillos  hidráulicos  montados sobre una maquina automóvil denominada jumbo.    Martillos  manuales.  Los  martillos  manuales  de  aire  comprimido  funcionan  a  percusión,  es  decir,  la  barrena golpea contra la roca y gira de forma discontinua entre cada percusión, separándose del fondo del  taladro. El detritus es arrastrado hasta el exterior del taladro mediante agua, que tiene también la finalidad  de  refrigerar  la  barrena.  Los  martillos  manuales  son  actualmente  de  uso  poco  frecuente,  sólo  se  usan,  obviamente, en túneles muy pequeños o de forma accidental, pues tienen rendimientos muy inferiores a  los jumbos y requieren mucha mano de obra.   

  Jumbos. La máquina habitual de perforación es el jumbo, como se muestra en la imagen que incluimos  más  abajo.  Consta  de  una  carrocería  de  automóvil  dotada  de  dos  o  tres  brazos  articulados,  según  los  modelos.  En  cada  brazo  puede  montarse  un  martillo  de  perforación  (perforadora)  o  una  cesta  donde  pueden  alojarse  uno  o  dos  operarios  y  que  permite  el  acceso  a  cualquier  parte  del  frente.  El  funcionamiento  de  los  jumbos  es  eléctrico  cuando  están  estacionados  en  situación  de  trabajo  y  pueden  disponer también de un motor Diesel para el desplazamiento. Los martillos funcionan a rotopercusión, es  decir, la barrena gira continuamente ejerciendo simultáneamente un impacto sobre el fondo del taladro. El  accionamiento  es  hidráulico,  con  lo  que  se  consiguen  potencias  mucho  más  elevadas  que  con  el  sistema  neumático. El arrastre del detritus y la refrigeración se consiguen igualmente con agua.    Los  rendimientos  de  perforación  que  se  consiguen  en  los  jumbos  hidráulicos  modernos,  pueden  superar  los  3,5  m/min  de  velocidad  instantánea  de  perforación.  Los  jumbos  actuales  tienen  sistemas  electrónicos para controlar la dirección de los taladros, el impacto y la velocidad de rotación de los martillos  e  incluso  pueden  memorizar  el  esquema  de  tiro  y  perforar  todos  los  taladros  automáticamente.  En  este  caso un único maquinista puede perforar una pega completa en unas pocas horas. 

 

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  Figura 132. Jumbo 

Accesorios  de  perforación.  Los  accesorios  de  perforación  comúnmente  usados  son  las  varillas  o  barrenas y las bocas de perforación. Además se emplean manguitos y otros adaptadores para el ensamblaje  de las piezas. Las barrenas de perforación son simplemente barras de acero con un conducto interior para  el paso del agua de refrigeración y unas roscas en los extremos donde se acoplan las bocas o los manguitos.  La boca de perforación es la herramienta de corte, que generalmente es de metal endurecido (carburo de  tungsteno)  o  widia,  dispuesto  en  formas  diversas:  en  cruz,  en  X  o  botones,  con  unos  diámetros  habitualmente comprendidos entre 45 y 102 milímetros.    La elección de un tipo u otro de boca, así como de sus diámetros, depende del tipo de maquinaria de  perforación,  de  las  características  de  la  roca  y  del  diámetro  de  los  cartuchos  del  explosivo  a  introducir.  Generalmente las bocas de botones son las que proporcionan un mayor rendimiento, al golpear la roca de  forma más homogénea y ser más fácil la evacuación del detritus de roca. Para tal fin se pueden disponer  varias  entradas  de  agua  frontales  y  también  laterales.  Para  la  elección  del  material  de  perforación  y  sus  accesorios se recomiendan el uso de los manuales especializados facilitados por los fabricantes.    8.2.2.‐ Explosivos y detonadores  Los  tipos  de  explosivo  que  deben  utilizarse  en  túneles  dependen  de  las  características  de  la  roca,  principalmente  de  su  densidad,  resistencia  a  compresión  y  velocidad  de  propagación  sónica  de  la  roca.  Además  los  explosivos,  durante  la  detonación,  deben  generar  gases  no  tóxicos,  lo  que  limita  el  tipo  de  explosivos en interior. El tipo de explosivo también depende del grado de humedad existente en la roca.    El  explosivo  más  utilizado  para  el  cuele  y  contracuele,  destroza  y  zapateras,  es  la  GOMA‐2  E‐C  o  RIOMEX E20/40. El diámetro de los cartuchos deberá ser lo más próximo al diámetro de perforación de los  taladros, compatible con su introducción dentro del barreno. La iniciación de la explosión en cada barreno  se realiza en el cartucho cebo instalado en el fondo del barreno y que contiene un detonador.     

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La  activación  de  los  detonadores  puede  ser  eléctrica  o  por  impacto;  en  el  primer  caso  se  utilizan  detonadores  eléctricos.  Por  razones  de  seguridad,  contra  corrientes  parásitas,  se  utilizan  exclusivamente  detonadores  de  alta  insensibilidad  (Al).  Una  mayor  seguridad  ofrecen  los  detonadores  de  iniciación  no  eléctrica, tipo Nonel, cuyo uso sería especialmente aconsejable. Atendiendo a los tiempos de retardo, los  detonadores pueden ser: instantáneos, de microretardo (retardo de 25 ó 30 mseg), o de retardo (retardo  de 0,5 seg).    El resto de los elementos que se utilizan para la voladura son los siguientes:   Cañas. Son tubos de PVC (tubos omega) abiertos longitudinalmente en cuyo interior se colocan los  explosivos,  cordón  detonante,  etc.  Permiten  introducir  fácilmente  todos  los  elementos  en  su  disposición correcta dentro del taladro.   Retacador. El retacador es el material que cierra o tapona el taladro y de este modo impide que la  energía  debida  a  la  explosión  se  escape  por  la  boca  del  mismo.  Normalmente  se  usan  unos  cartuchos de arcilla muy plástica.   Explosor.  Es  el  mecanismo  que  produce  la  corriente  eléctrica  que  da  lugar  a  la  explosión.  Suelen  estar basados en un condensador que se va cargando con una manivela o una batería y que cierra  el circuito manual o automáticamente   Cables. Los cables eléctricos que transmiten la  corriente desde  el explosor hasta los detonadores  son los usados habitualmente en trabajos eléctricos.    Las  vibraciones  producidas  por  las  voladuras  se  transmiten  por  el  terreno  y  pueden  llegar  a  producir  daños  en  edificios  y  estructuras  próximas  al  túnel  así  como  a  la  roca  circundante  y  al  revestimiento.  Por  este  motivo  tiene  interés  el  estudio  de  la  ley  que  rige  la  propagación  de  las  ondas  sísmicas  y  los  valores  máximos  de  vibración  admisibles  en  cada  proyecto.  El  factor  principal  que  provoca  los  daños  es  la  Velocidad Pico de Partícula, que se define como la velocidad máxima que alcanzan las partículas del terreno  al vibrar por acción de la onda sísmica.   

8.3.‐ Excavación con máquinas integrales: topos y escudos   8.3.1.‐ Introducción    Las máquinas integrales para la excavación de túneles se conocen habitualmente por las siglas T.B.M.  (Tunnel Boring Machine) y hacen referencia a una serie de máquinas capaces de excavar un túnel a sección  completa, a la vez que se colabora en la colocación de un sostenimiento provisional o en la puesta en obra  del revestimiento definitivo.      Estas  máquinas  se  dividen  en  dos  grandes  grupos:  topos  y  escudos.  Ambos  difieren  de  forma  importante  según  el  tipo  de  roca  o  suelo  que  sea  necesario  excavar,  así  como  de  las  necesidades  de  sostenimiento o revestimiento que requiera cada tipo de terreno.      Así,  los  topos  se  diseñan  principalmente  para  poder  excavar  rocas  duras  y  medias,  sin  grandes  necesidades de soporte inicial, mientras que los escudos se utilizan en su mayor parte en la excavación de  rocas  blandas  y  en  suelos,  frecuentemente  inestables  y  en  ocasiones  por  debajo  del  nivel  freático,  en  terrenos saturados de agua que necesitan la colocación inmediata del revestimiento definitivo del túnel.    

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   A continuación se detallaran las características de cada una de estas máquinas.     

  

 

    

 

Figura 133. Vista de las cabezas de corte de dos TBM’s y dos escudos respectivamente (Geo‐Enviroment Laboratory Faculty  Of Engineering Nagasaki University) 

8.3.2.‐ Topos   En  líneas  generales  los  topos  constan  de  una  cabeza  giratoria,  dotada  de  cortadores,  que  se  acciona  mediante  motores eléctricos y que avanza en cada  ciclo  mediante empuje  de  unos gatos que reaccionan  sobre las zapatas de los grippers, los cuales a su vez están anclados contra la pared del túnel. En la Fig. 134  se muestra un topo.       

 

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  Figura 134. Vista general de un topo (Cortesía Herrenknecht AG)  

8.3.2.1.‐ Descripción de la máquina    En  la  Fig.  135,  se  puede  ver  una  T.B.M.  tipo  topo.  Las  partes  fundamentales  se  describen  a  continuación, son: la cabeza, los grippers, los cilindros de empuje, el back‐up, y el sistema de guiado.    

  Figura 135. Esquema de un topo (Fernández, 1997)  

8.3.2.2.‐ Partes de un topo  8.3.2.2.1.‐ Cabeza    Es  la  parte  móvil  que  realiza  la  excavación  de  la  roca  (ver  Fig.  136).  Está  dotada  de  cortadores  que  normalmente  son  discos  de  metal  duro  que  giran  libremente    sobre  su  eje,  y  cuya  carcasa  se  fija  a  la   

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cabeza.  Estos  cortadores  son  de  mayor  diámetro  cuanto  mayor  sea  la  dureza  de  la  roca  y,  hoy  día,  son  normales los de 432 mm (17”) de diámetro, existiendo algunas realizaciones con 533 mm (21”) para rocas  muy duras, en el entorno de los 250 MPa.       

   

 

Figura 136. Vista frontal de la rueda de corte que incorpora la cabeza de un topo (Cortesía Herrenknecht AG)   

Los cortadores, normalmente se disponen en la cabeza de la máquina en forma de espiral, para que, al  girar la misma, puedan describir círculos equidistantes, y únicamente hay una concentración de cortadores  en el centro de la cabeza para forzar la rotura de la roca en esa zona a modo de cuele (ver Fig. 137).      El mecanismo de rotura de la roca, forzado en la zona central de la manera indicada, progresa en los  círculos siguientes hacia el espacio ya excavado, y para facilitar este trabajo se dota a las cabezas de una  pequeña conicidad.      El proceso de corte mecánico se produce inicialmente mediante un proceso de rotura frontal originado  por la presión que  el cortador ejerce  (ver cortador en Fig. 140)  sobre el terreno y, posteriormente, en el  resto  de  la  sección,  la  rotura  entre  los  círculos  concéntricos  anteriormente  aludidos  se  produce  por  identación, con la formación de un escombro lajoso típico de este tipo de máquinas.  

 

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  Figura 137. Círculos concéntricos dejados por los cortadores en el frente del túnel   

En  la  Fig.  138  se  representa  un  esquema  de  rotura  frontal,  y  se  pueden  apreciar  las  cinco  fases  que  cronológicamente se suceden en la misma.       

  Figura 138. Fases en la rotura frontal (Fernández, 1997)  

La  Fig.  139  representa  la  posterior  rotura  por  identación  al  paso  de  los  cortadores  por  los  diferentes  círculos descritos.  

 

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  Figura 139. Esquema de rotura por identación (Alonso, 2002)  

 

  Figura 140. Vista de detalle y en perspectiva de un cortador (Robbins Company) 

Los mecanismos de rotura descritos reflejan la importancia que tiene el estudio para cada tipo de roca  de la separación óptima entre cortadores, el empuje de la máquina y el diámetro de los cortadores.       

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La  resistencia  a  la  tracción  es  uno  de  los  aspectos  clave  de  la  roca  para  explicar  la  eficiencia  del  arranque. Naturalmente, el diaclasado de la roca, su fracturación, la existencia de esquistosidad favorable,  así  como  la  de  planos  de  estratificación  con  orientación  adecuada,  mejoran  considerablemente  este  proceso, favoreciéndose de forma notable la penetración del topo.    

   

  Figura 141. Disposición favorable y desfavorable, respectivamente, de los cortadores vs estratificación  

Para la excavación de los escombros producidos, la cabeza incorpora además una serie de cangilones  situados en su periferia que recogen el escombro y lo elevan para su descarga en una cinta primaria.  

 

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  Figura 142. Vista general de un topo a punto de iniciar el ataque de la excavación (Trenchless Technology)  

El  accionamiento  de  la  cabeza  es  normalmente  eléctrico  y  con  dos  velocidades  de  giro,  una  larga,  normalmente en el entorno de las 9 rev/min y otra  corta, usualmente la  mitad. Una medida aproximada  para estimar la velocidad de giro (en RPM) puede ser:   siendo D el diámetro de la rueda de corte en mts.     Actualmente, se empiezan a utilizar accionamientos eléctricos con regulación de velocidad mediante la  variación  de  frecuencias.  La  regulación  de  esta  velocidad,  así  como  la  del  par,  es  esencialmente  valiosa  cuando se excavan rocas de muy distinta calidad, debido a que:   • Para excavar rocas duras, no es necesario un par demasiado elevado, pero sí interesa una velocidad  alta que permita utilizar toda la potencia de la máquina.   • En  terrenos  más  blandos,  donde  la  penetración  de  la  máquina  puede  alcanzar  altos  índices,  será  necesario disminuir la velocidad para no sobrecargar el sistema.   • En  el  caso  de  terrenos  con  bloques,  puede  igualmente  ser  aconsejable  una  disminución  de  la  velocidad para evitar el movimiento o derrumbe de bloques en el frente o en la clave del túnel.      Las ventajas  principales de este sistema eléctrico de frecuencia  variable se pueden condensar en las  siguientes:   a) Permite una regulación continua de la velocidad con par constante entre 0 y 50 Hz. Por encima de  los  50  Hz,  se  mantiene  constante  la  potencia,  disminuyendo  el  par  a  medida  que  aumenta  la  velocidad,  cumpliéndose  en  este  caso  que  el  producto  de  par  por  velocidad  es  igual  a  potencia  constante.    

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b) Se dispone de todo el par a velocidades reducidas, incluso en el arranque con velocidad cero. Esto  es  muy  importante  en  terrenos  que  tienden  a  atrapar  la  cabeza  de  la  máquina,  ya  que  el  par  de  desbloqueo puede aumentarse hasta un 150% del par nominal durante unos 30 segundos.   8.3.2.2.2.‐ Grippers    Como ya se ha indicado, son las zapatas que acodalan a la máquina contra la roca durante el avance,  siendo su superficie mayor cuanto menor sea la resistencia de la roca, y existiendo, como es lógico, unos  límites en ambos sentidos (ver Fig. 143).      Normalmente, los grippers no pasan de 0.70 m de anchura, para que puedan apoyarse entre cerchas.  En algún caso, cuando se prevé trabajar en terrenos blandos, pueden llegar a tener una acanaladura central  que aloje en su momento el gálibo de una cercha en caso de ser necesario.          

  Figura 143. Vista en perspectiva de la cabeza de un topo. A la derecha, en color rojo, se destacan los grippers (Cortesía  Herrenknecht AG)  

8.3.2.2.3.‐ Cilindros de empuje    Son normalmente 2 ó 4 y proporcionan a la máquina el empuje necesario contra el frente para realizar  la excavación. Su recorrido, comprendido entre 1.50 y 2.00 m, marca la longitud de cada ciclo de avance, ya  que  una  vez  agotada  su  carrera  es  necesario  soltar  los  grippers  y  retraer  los  cilindros  de  empuje  para  conseguir el avance de la parte fija de la máquina (ver Fig. 143).   8.3.2.2.4.‐ Back‐up    Se denomina así al conjunto de plataformas posteriores que arrastra la máquina en su avance y que,  normalmente, incorporan los siguientes equipos (ver Fig. 144):   • Transformadores y carretes de mangueras eléctricas.    

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• • •

Captadores de polvo, constituidos la mayoría de veces por una cortina de agua que capta el polvo  en la tubería de aspiración del mismo y permite su posterior evacuación en forma de lodos   Casetes de ventilación que almacenan habitualmente 100 m de tubería soplante.   Polipastos  para  manejo  de  vías  y  dovela  de  solera,  ya  que,  en  la  actualidad,  la  mayoría  de  los  túneles  incorporan  una  dovela  en  solera  de  hormigón  prefabricado,  que  se  va  colocando  simultáneamente al avance del túnel.  

  Figura 144. Vista trasera del back‐up de una tuneladora (Trenchless Technology)  

De  esta  forma,  el  túnel  dispone  a  lo  largo  de  toda  su  longitud  de  una  solera  de  hormigón  que  le  proporciona las siguientes ventajas:    • Permite  disponer  de  una  vía  bien  colocada,  y  en  consecuencia  los  trenes  alcanzan  con  seguridad  velocidades elevadas (entorno a los 30 Km/h).   • Se dispone de una solera del túnel limpia, ya que facilita considerablemente el drenaje.   • Se facilita tremendamente  la colocación del revestimiento de hormigón definitivo si lo hubiere, ya  que no sería necesario el encofrado de solera y no se interrumpe nunca la vía.      El sistema de evacuación de escombros, de importancia primordial en el método, ya que es necesario  evacuar con rapidez grandes cantidades de material.  Los modernos sistemas de evacuación de escombros  pueden adoptar diversas configuraciones, siendo las más  frecuentes:   a) Tren de tolvas: está constituido por una batería de tolvas en número igual al de los vagones de cada  tren  y  con  idéntica  geometría  y  colocación.  Estas  tolvas  sirven  como  regulación  y  acopio,  y  se  cargan mediante una cinta repartidora del material, no siendo necesaria la presencia del tren que  puede  estar  viajando.  Cuando  el  tren  regresa  vacío,  se  sitúa  debajo  de  las  tolvas  y  mediante  la  apertura simultánea de todas ellas se carga éste de forma prácticamente instantánea, repitiéndose  el ciclo.   b) Cinta puente: puede alojar en su interior el tren completo y lo carga mientras éste pasa por debajo  de  la  misma.  Un  cambio  californiano,  previo  a  la  cinta,  permite  la  espera  de  un  segundo  tren.  Es   

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necesario  realizar  las  maniobras  mediante  la  locomotora.  Todo  el  conjunto  va  montado  en  plataformas que ruedan sobre la vía principal del túnel arrastradas por el topo en su avance.   c) Sistema Rowa: consiste en un conjunto de dos vías paralelas, una para vagones vacíos y otra para  vagones  cargados.  Los  vagones  se  mueven  sin  la  locomotora  mediante  cadenas  de  arrastre  y  el  cambio  de  vía  se  efectúa  mediante  un  sistema  hidráulico.  Todo  el  sistema  se  controla  por  un  operador situado ante un monitor de TV.   d) Cintas  convencionales:  que  transportan  el  escombro  desde  la  máquina  hasta  el  exterior,  eliminándose el transporte sobre vía. Este procedimiento de transporte continuo cada vez se utiliza  más  frecuentemente,  porque  aumenta  el  rendimiento  al  eliminarse  tiempos  muertos  (descarrilamientos,  esperas,  ...).  La  cinta  dispone  de  125  –150  m,  que  permite  realizar  el  avance  semanal sin necesidad de empalmarla.   8.3.2.3.‐ Guiado   El  guiado  de  un  topo  se  suele  hacer  materializando  con  un  rayo  láser  un  eje  paralelo  al  del  túnel.  El  operador de la máquina ve constantemente la señal en la diana cuadriculada que facilita el guiado manual  de la máquina.      En cualquier caso, es necesario cada vez que se adelante el láser y en las tangentes de entrada y salida  a las curvas verificar el eje y la rasante con topografía convencional.   8.3.2.4.‐ Limitaciones de utilización   La mayoría están ligadas a la geometría del túnel. En efecto:   • La sección debe ser circular y la longitud tal que permita asumir una inversión elevada y unos gastos  igualmente importantes de transporte y montaje en obra.   • El radio de curvatura mínimo está alrededor de los 300 m, aunque son deseables al menos 500 m.   • La pendiente máxima debe ser tal que permita una circulación fluida de trenes y está en un entorno  máximo del 3.5‐4 %. Esta pendiente se puede superar en el caso de extracción de escombros por  cintas, pero no hay que olvidar que, aún en este caso, es necesario disponer de vía para poder  introducir al frente del túnel materiales, repuestos, etc.      Otras limitaciones se refieren a la geología y la geotecnia de los terrenos a atravesar. Así, en terrenos  excesivamente  blandos  o  con  problemas  de  sostenimientos  podrían  desaconsejar  el  sistema,  ya  que  se  podría  encarecer  considerablemente.  Las  fallas  son  un  enemigo  mortal  de  los  topos,  ya  que  los  sostenimientos  no  pueden  actuar  como  pronto  hasta  el  paso  de  los  espadines  de  protección  y  como  en  estos  casos  de  fallas  el  avance  suele  ser  lento,  los  tiempos  que  transcurren  son  demasiado  largos,  favoreciéndose  el  desprendimiento  del  terreno.  La  alta  abrasividad  de  algunas  rocas  así  como  los  contenidos  elevados  de  sílice  pueden  producir  elevados  desgastes  en  los  cortadores  y  cangilones  de  la  cabeza, pudiendo llegar a invalidar la solución topo por puro problema económico.   8.3.2.5.‐ Rendimientos   Los rendimientos de este tipo de máquinas son normalmente muy elevados. La penetración pura de la  máquina en el terreno puede oscilar entre 3 y 6 m/hora e incluso ser superior.       

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Sin  embargo,  los  rendimientos  puros  vienen  afectados  por  las  paradas  necesarias  para  realizar  el  mantenimiento  de  la  máquina  o  de  su  back  up,  para  el  cambio  de  cortadores,  averías  y  sobre  todo  para  colocar los sostenimientos que fueran necesarios. En consecuencia, el coeficiente de utilización real de una  máquina rara vez supera el 50 %.      Se define dicho coeficiente (CU) como:        En la tabla siguiente se muestran valores de CU según las condiciones de trabajo:   Tabla 7. Valores del CU, según las condiciones de trabajo (a partir de casos reales) 

   2.5.1. Factores que controlan el rendimiento de las máquinas tuneladoras   Existen  distintos  factores  que  controlan  el  rendimiento  de  los  topos.  Los  más  impor‐tantes  son  la  resistencia  y  la  composición  química  del  macizo  rocoso.    En  el  caso  de  la  resistencia,  es  muy  importante  conocer el grado de dureza de la roca. Si para rocas duras denominamos por v la velocidad de avance, para  rocas  blandas  dicha  velocidad  se  multiplica  por  tres:  3v;  lo  que  hace  que  el  rendimiento  se  incremente  considerablemente.  Además,  la  resistencia  del  macizo  controla  el  diseño  de  la  cabeza:  empuje  de  los  cortadores, espaciamiento de los mismos, etc. La composición química resulta de vital importancia, pues el  contenido  en  cuarzo  de  la  roca  marcará  de  forma  decisiva  el  desgaste  de  los  cortadores.  Para  un  qu  constante, si el contenido en SiO2 es bajo se define un cambio de discos a ritmo r, mientras que para una  roca  con  un  contenido  alto  de  SiO2  el  ritmo  de  cambio  de  los  discos  se  dispara  a  10r.    Otros  factores, 

 

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aunque de menor importancia, son la presencia y disposición de discontinuidades,  la presencia de agua y el  recubrimiento del túnel. Este último de carácter irrelevante.      En  lo  que  concierne  a  las  discontinuidades  son  determinantes.  La  fisuración  densa  incrementa  la  velocidad de avance. Pero una fracturación excesiva requeriría un soporte adicional que nos conduciría a  utilizar otras alternativas de excavación como la que ofrece el escudo. El agua es casi siempre perjudicial.  Dificulta  la  extracción  y  transporte  del  material  excavado  y  puede  generar    daño  en  las  instalaciones  eléctricas que incorpora la máquina.   8.3.2.6.‐ Estimación del avance en roca dura   El  NGI  (Barton)  propone  la  estimación  del  avance  como  una  función  que  depende  de  los  siguientes  parámetros: el índice de perforabilidad (D.R.I., “Drilling Rate Index”), el empuje y diámetro del cortador y,  el más importante, el grado de fisuración de la roca.            8.3.2.6.1.‐ Índice de perforabilidad (D.R.I.)   Este  índice  definido  por  el  Instituto  Noruego  de  Geotecnia  se  determina  a  partir  de  una  serie  de  ensayos  que  miden  la  fragilidad  y  la  tenacidad  superficial.  Dichos  ensayos  son:  el  ensayo  de  caída  y  el  ensayo de perforación en miniatura. Seguidamente se explica en que consiste cada uno de ellos.      El ensayo de caída consiste en medir el porcentaje de muestra de roca que pasa por el tamiz 11.2 mm  tras  20  impactos  de  una  masa  de  14 Kg  lanzada  desde  una  altura  de  25  cm  (parámetro  S20).  El  índice  S20  para una determinada   muestra de roca se determinará a partir  de la  media  obtenida  con 3 o 4 ensayos  (véase Fig. 145)  

  Figura 145. Ensayo de caída (Drop test). ( T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

El  ensayo  de  perforación  consiste  en  medir  la  profundidad  (en  1/10  mm)  del  hueco  dejado  por  un  taladro  de  carburo‐tungsteno,  tras  200  revoluciones  sobre  una  muestra  de  roca  y  bajo  un  peso  de  20  kg  (parámetro SJ). Para determinar el valor correspondiente a una determinada roca es necesario realizar de 4 

 

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a 8 ensayos con muestras del mismo tipo de roca y realizar la media de los valores obtenidos de SJ (ver Fig.  146).  

  Figura 146. Ensayo de perforación (Siever test). (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

La  siguiente  figura  (Fig.  16)  proporciona  el  índice  D.R.I.  en  función  de  los  parámetros  anteriormente  descritos.  

  Figura 147. Determinación del DRI. (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

Existe una forma alternativa de hallar el DRI utilizando las figuras 148 y 149 deducidas empíricamente  por T. Mouinkel y O. Johannssen (1986). Éstas permiten determinar dicho índice a partir de la resistencia a  compresión simple de la roca a estudiar.  

 

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  Figura 148. Correlación entre el DRI y la resistencia a compresión simple de la roca (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

  Figura 149. Correlación entre el DRI y la resistencia a compresión simple de la roca (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

 Conociendo  dicho  índice  podemos  hallar  la  penetración  neta  y  a  partir  de  esta,  la  penetración  total  según la siguiente ecuación:      siendo:     PT: Pentración total    PN: Penetración neta que es f(DRI, Empuje por cortador)    kD: Corrección por diámetro del cortador    kS: Corrección por fracturación de la roca       Con esto podremos hacernos una idea aproximada del avance previsto que podemos tener por día para  la tuneladora que como veremos dependerá de las litologías a atravesar.       El índice PN  se puede determinar con la ayuda de la Fig. 19. Conociendo el empuje por cortador en KN  (Toneladas)  y  el  valor  de  DRI  para  la  roca  nos  proporciona  directamente  el  valor  de  penetración  neta  de  avance en mm por revolución.       

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En esta última figura también es posible determinar el valor del coeficiente kD que debe corregirse en  función del diámetro del cortador que viene dado en pulgadas (eje de abcisas)     

  Figura 150. Determinación de la penetración neta (PN). (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

Finalmente, el coeficiente kS se determina de forma similar a los anteriores. En este caso, este depende  del tipo de  clase de roca  definida  por Mouinkel y Johannssen y  que  clasificaron en tres  categorías:  Joint  Class (SP) y  Fissure Class (ST) y Non‐fractured Rock Mass (Class 0) (ver Fig. 151).            

  Figura 151. Rocas pertenecientes a la clase SP y ST respectivamente  

 

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Esta última nos indica que no es necesario aplicar ningún factor de corrección, lo que es equivalente a  decir que kS  = 1.     En la tabla siguiente se indican las características de cada una de las clases mencionadas:  

    Por  último  y  relacionado  de  forma  indirecta  con  la  velocidad  de  avance  debemos  mencionar  la  abrasividad de la roca, puesto que este factor, controla el desgaste de los cortadores situados en la cabeza  rotatoria y por tanto la frecuencia con la que hay que sustituirlos.      La  abrasividad  se  mide  mediante  el  índice  C.L.I.  (“Cutter  Life  Index”)  ideado  también  por  Mouinkel  y  Johannssen y cuyos valores dependen de las variables AVS y SJ, esta última definida con  anterioridad.       Según estos autores se define el C.L.I. como:    

     Asimismo,  establecieron  el  AVS  (“Abrassion  Value  Steel”)  como  el  peso  perdido  del  cortador  (acero)  expresado en mg tras 20 revoluciones de la mesa giratoria de acero (ver Fig. 152).      Conocidos AVS y SJ hallar C.L.I. es inmediato.     De  la  misma  manera  que  vimos  para  el  índice  DRI,  para  CLI  también  existen  correlaciones  de  los  mismos autores (ver Fig. 154). En ella se aprecia claramente como en cuanto aparece el SiO2 (Cuarzo) los  valores de CLI caen hasta valores muy bajos, por lo que en tal situación se recomienda recurrir al uso de  explosivos.    

 

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  Figura 152. Ensayo de abrasión  (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

  Figura 153. Valor de CLI para distintas litologías (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

Finalmente, a título orientativo, se muestran un par de figuras en los que se puede calcular el tiempo  de vida en horas de un cortador y el coste en Coronas Noruegas (1€ = 7,879 Coronas Noruegas) por hora y  cortador en función del CLI (Fig. 154)     

  

 

Figura 154. Vida del cortador y coste en Coronas Noruegas en función del CLI  (T. Mouinkel, O. Johannssen, 1986)  

 

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8.3.3.‐ Escudos    Los escudos disponen también de una cabeza giratoria igualmente accionada por motores eléctricos,  pero en este caso, normalmente incorpora picas o rascadores, y avanza mediante el empuje de una serie de  gatos  perimetrales,  que  se  apoyan  sobre  el  revestimiento  definitivo  de  forma  inmediata,  éste  se  puede  incorporar al retraerse los gatos después de cada avance. Todos estos trabajos se realizan al amparo de una  coraza que da el nombre a este tipo de máquinas, tal y como se muestra en la Fig. 155.  

  Figura 155. Vista frontal y lateral de un escudo (Fernández, 1997)  

  Figura 156. Vista general de un escudo (Trenchless Technology)  

8.3.3.1.‐ Partes de un topo   8.3.3.1.1.‐ Cabezas o elemento excavador    Está  incluido  en  un  primer  cuerpo  de  la  coraza,  e  incorpora  el  elemento  excavador,  que  puede  ser  manual, una rozadora, una cabeza giratoria, etc.     

 

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En  este  último  caso  la  cabeza  giratoria  está  accionada  por  motores  hidráulicos  que  permiten  una  variación constante de la velocidad de giro, entre 0 y 9‐10 RPM y la reversibilidad de la misma.      La cabeza, en este caso, normalmente monta cinceles o picas, y en ocasiones puede incluso incorporar  discos. En terrenos muy variables se pueden colocar discos y picas a la vez, aunque siempre los primeros  adelantados 2 ó 3 cm sobre las picas. Los cortadores trabajan en terreno duro, sin intervención de las picas  y, en terreno blando, se embotan y dejan la responsabilidad de la excavación a las picas. La cabeza, cuando  es  giratoria  o  de  rueda,  dispone  de  una  serie  de  aberturas,  frecuentemente  regulables,  por  las  que  el  escombro arrancado pasa a una cámara en la que una cinta primaria se ocupa de su evacuación.      Como más adelante se verá, en los escudos cerrados que trabajan con presión en el frente, esta cinta  primaria se sustituye por un tornillo sin fin o por un sistema de transporte hidráulico del escombro. En la  Fig. 157 se presenta un escudo de rueda abierta, con picas, mostrando las aberturas para el desescombro.  

  Figura 157. Vista frontal de la cabeza de un escudo (Cortesía Herrenknecht AG)  

8.3.3.1.2.‐ Cuerpo de mando y controles   Están alojados, al igual que los motores, en un segundo cuerpo de la coraza.   8.3.3.1.3.‐ Cilindros de empuje y erector de dovelas   Están  situados  en  un  tercer  cuerpo  de  la  coraza,  también  llamado  cola  del  escudo.  Los  cilindros  de  empuje están distribuidos en toda la periferia de la máquina, y están equipados con zapatas articuladas que  permiten  un  apoyo  uniforme  sobre  las  dovelas  del  revestimiento.  Su  recorrido  marca  el  ciclo  de  avance,  estando normalmente comprendido entre 1.20 y 1.50 m (ver avance de un escudo en la Fig 158).      Cuando  ha  finalizado  cada  ciclo  de  excavación,  se  retraen  estos  cilindros  y,  al  amparo  del  tramo  de  coraza que queda libre, se procede a colocar un nuevo anillo de revestimiento. Para ello, las dovelas que  han  llegado  hasta  el  back‐up  de  la  máquina  en  mesillas  especiales,  se  transfieren  mediante  dispositivos  adecuados  hasta  el  erector,  el  cual  las  coloca  una  a  una  hasta  completar  el  anillo.  Cuando  este  está   

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totalmente cerrado, se puede iniciar un nuevo ciclo de excavación, apoyando los cilindros de empuje contra  el  nuevo  anillo  colocado.  El  accionamiento  del  erector  suele  ser  hidráulico,  de  velocidad  variable,  muy  sensible y preciso para poder aproximar correctamente cada dovela a su situación definitiva.  

 

  Figura 158. Vista del interior de un escudo abierto mecanizado (Cortesía Herrenknecht AG)  

La coraza del escudo, en la zona en que se coloca el anillo de dovelas, lleva en toda su periferia unos  sellos (cepillos de grasa) que en número de 2 ó 3 impiden que la inyección de mortero que rellena el hueco  existente en el trasdós de la dovela pase al interior de la máquina. Este hueco, generado como mínimo por  el espesor de la coraza del escudo y por las propias juntas de grasa, tiene habitualmente un espesor entre 7  y  9  cm  y  su  inyección  se  puede  hacer  de  forma  discontinua,  es  decir,  anillo  por  anillo  cada  vez  que  éste  queda liberado de la coraza de la máquina o bien, en los casos de gran responsabilidad en cuanto a asientos  del terreno, de forma continua, a medida que la máquina avanza y el anillo va saliendo de la coraza.       

 

 

 

 

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Figura 159. Avance de un escudo mediante los cilindros de empuje situados en la cola del escudo (Herrenknecht AG España)    

8.3.3.1.4.‐ Back‐up    Como en el caso de los topos, está constituido por una serie de plataformas que, deslizándose sobre el  propio  revestimiento  de  hormigón,  se  mueven  arrastradas  por  la  máquina  simultáneamente  a  su  avance  (véase Fig. 158 y 160).      El  Back‐up  incorpora  los  transformadores,  casetes  de  cable,  casetes  de  ventilación,  depósitos  para  el  mortero  de  inyección,  etc,  y  el  sistema  de  evacuación  de  escombro  normalmente  está  formado  por  una  cinta puente que aloja en su interior el tren completo.  

 

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  Figura 160. Vista general del Back‐up del escudo que construirá el túnel este de Guadarrama (Madrid) (Cortesía  Herrenknecht AG)  

En el caso del escudo hay que tener en cuenta que después de cada ciclo de avance, ineludiblemente  viene  la  colocación  de  un  anillo  de  dovelas.  El  tiempo  empleado  en  ello,  normalmente  entre  20  y  35  minutos, según el tipo y el número de dovelas, permite el cambio de trenes sin interferencias con el avance  y, por tanto, los sistemas de desescombro suelen ser más sencillos que en el caso de los topos.   8.3.3.2.‐ Tipología actual    Se ha visto anteriormente el esquema general de funcionamiento de un escudo, que en lo básico es  idéntico para cualquier tipo de máquina. Una primera y muy importante diferenciación entre los diferentes  tipos  de  escudos  estriba  en  las  características  del  frente  de  trabajo  y  sobre  todo  en  la  estabilidad  o  inestabilidad del mismo, dudosa en el caso de suelos. La fórmula de Peck aplicada a suelos, establece que el  factor de estabilidad n, se puede calcular de la siguiente forma:  

* OBS: Si n  5, inestable.   donde:       = Presión geostática en el eje del túnel    pa      = Presión que se ejerce contra el frente    c       = Cohesión   En función de este coeficiente se podrá hablar de escudos abiertos para frentes estables y de escudos  cerrados para aquellos frentes que puedan presentar señales de inestabilidad.En la Tabla III se representa  la  tipología  actual  de  estas  máquinas,  partiendo  de  una  división  general  en  escudos  abiertos  y  cerrados,  indicando además las características principales en cada uno de ellos.  

 

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   Tabla III. Tipología actual de escudos (Fernández, 1997)   8.3.3.3.‐ Escudos abiertos   Se utiliza normalmente  cuando el frente  del túnel es estable y las afluencias de agua reducidas, bien  por trabajarse por encima del nivel freático o bien por ser terrenos impermeables.  

  Figura 161. Vista de un escudo manual de frente abierto con sistema para contención del frente en terrenos inestables  (Geo‐Enviroment Laboratory Faculty Of Engineering Nagasaki University)  

En  este  tipo  de  escudos,  el  elemento  excavador  puede  ser  manual  (por  ejemplo,  a  base  de  martillos  picadores), o estar constituido por un brazo excavador, Fig. 162, o un brazo rozador (Fig. 163), y en estos  casos  es  frecuente  disponer  de  algunos  elementos,  generalmente  en  forma  de  paneles  de  rejillas  que,  aproximados al frente mediante  gatos hidráulicos, pueden colaborar en la estabilidad  del  mismo una vez  realizado cada ciclo de avance (Fig. 164).          

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Figura 162. Imagen del frente visto desde el interior de un escudo de frente abierto. La excavación se realiza a mano con  martillo picador (“pica pica”) y pala para retirar el escombro (imagen de la parte izquierda) y con pala mecanizada que actúa  como excavadora y como pala de carga  (imagen derecha).  

Dentro de este grupo, se deben incluir también los escudos mecanizados con cabeza giratoria, dotada  de  picas,  rascadores  u  otros  elementos  de  corte,  que  en  ocasiones  pueden  ser  cortadores  de  discos  o  combinaciones entre distintos tipos, convirtiéndose la máquina en verdaderos topos escudados (Fig 165).    

 

 

Figura 163. Escudos de frente abierto con rozadora y pala excavadora mecanizada (Geo‐Enviroment Laboratory Faculty Of  Engineering Nagasaki University)  

 

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  Figura 164. Escudos de frente abierto con panel de rejilla para ayudar a sostener el frente y pala excavadora mecanizada  (Geo‐Enviroment Laboratory Faculty Of Engineering Nagasaki University)  

  Figura 165. Imagen de un escudo de tipo abierto con método de excavación mecanizado (rueda) (Geo‐Enviroment  Laboratory Faculty Of Engineering Nagasaki University)  

En cualquier caso, son máquinas relativamente sencillas, que se adaptan bien a condiciones variables  del  terreno,  siempre  que  éstas  no  sean  extremadamente  dificiles.  Este  grupo  de  escudo  permite  la  colocación  de  revestimientos  de  muy  variada  índole,  admitiendo  cualquier  tipo  de  dovela,  o  incluso  la  puesta  en  obra  de  cerchas  metálicas  con  forro  de  madera  o  metálico.  Lógicamente,  y  exceptuando  los  escudos  de  rueda,  es  posible  trabajar  en  secciones  diferentes  de  la  circular,  lo  que  constituye  la  única  excepción a la geometría en este tipo de máquinas.   8.3.3.4.‐ Escudos cerrados   Están diseñados para trabajar en terrenos difíciles, no cohesivos y con frecuencia bajo el nivel freático y  saturados de agua, en frentes claramente inestables.  

 

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  Figura 166. Maqueta de un escudo tipo EPB de frente cerrado (Cortesía Herrenknecht AG) 

Características  comunes  a  todos  ellos  son  la  obligatoriedad  de  la  excavación  en  sección  circular  y  la  necesidad  de  un  revestimiento  de  dovelas  de  hormigón  atornilladas  entre  sí,  con  garantías  de  impermeabilidad.  Se  pueden  distinguir  entre  los  siguientes  conceptos  o  tipos  de  máquinas,  que  se  describen a continuación.    8.3.3.4.1. Escudos mecanizados de rueda con cierre mecánico   En estas máquinas, se dispone de unas puertas de abertura controlada hidráulicamente,  que en caso  necesario se pueden cerrar totalmente, quedando el túnel sellado. Mediante la regulación de la apertura  de estas puertas, se puede controlar la cantidad de material excavado y que penetra en la cámara.      Un segundo nivel de control imprescindible para complementar el anterior, consiste en otras puertas  situadas justo por detrás de las anteriores, a la salida de la cámara, y cuya apertura se puede preseleccionar  para que se realice únicamente cuando se supere una determinada presión del terreno. De esta manera, se  puede regular de modo muy preciso el flujo de material procedente de la excavación, que se puede evacuar  mediante una cinta transportadora convencional, Fig. 167.  

 

  Figura 167. Esquema de un escudo de rueda con cámara abierta (Fernández, 1997)  

 

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En cualquier caso, la máquina trabajaría de forma parecida a un escudo de presión de tierras, aunque  lógicamente con limitaciones, sobre todo en presencia de agua.   8.3.3.4.2.‐ Escudos presurizados con aire comprimido    El aire  comprimido se ha  utilizado  desde hace bastantes años para presurizar totalmente  los túneles  construidos  bajo  freáticos  no  muy  importantes  (0.1  o  0.2  Mpa),  entre  la  esclusa  inicial  de  entrada  y  el  frente, en cifras ligeramente superiores a la carga agua + terreno. En el frente del túnel se podían utilizar  simples  escudos  de  entibación  u  otros  con  rueda  abierta,  ya  que  la  única  condición  era  disponer  de  un  terreno con coeficiente de permeabilidad al aire bajo, constituido en su mayoría por arenas finas, arcillas y  limos.      El sistema, teóricamente sencillo, hoy en día está prácticamente abandonado, ya que cualquier pérdida  de  aire,  ya  sea  en  el  frente  del  túnel  o  a  través  del  propio  revestimiento,  podría  originar  una  catástrofe.  Además,  el  cumplimiento  de  las  Normativas  vigentes  en  materia  de  Salubridad,  que  regulan  las  horas  de  trabajo  y  de  descompresión  para  el  personal  que  trabaja  en  estas  circunstancias,  encarecerían  notablemente el proceso, al multiplicar al menos por dos los turnos de trabajo, y lo harían prácticamente  inviable con cargas de agua superiores a 0,3 MPa, como requieren algunos proyectos modernos.      La tendencia actual, como consecuencia de lo anterior, se encamina a limitar la puesta en presión a la  cámara  frontal  del  escudo,  de  forma  que  el  personal  siempre  puede  trabajar  en  condiciones  de  presión  atmosférica.  De  igual  forma,  queda  mitigado,  aunque  no  totalmente  resuelto,  el  problema  del  riesgo  de  rotura del terreno provocado por las posibles pérdidas súbitas de aire.      En  este  caso,  la  extracción  del  escombro  se  realiza  hasta  la  presión  atmosférica  por  medio  de  un  tornillo  sinfín,  que  en  ocasiones  puede  descargar  en  una  válvula  esférica  rotativa.  La  manejabilidad  del  producto,  para  su  evacuación  final  hasta  el  vertedero  por  procedimientos  convencionales,  se  consigue  cuando inicialmente existen dificultades, con la adición de espumas o polímeros en cantidad adecuada para  formar una especie de gel viscoso que resulte manejable.      En  realidad,  en  la  práctica,  la  presurización  de  la  cámara  frontal  del  escudo  con  aire  comprimido  ha  quedado reducida a situaciones de emergencia en escudos de bentonita o de presión de tierras (EPB), para,  mediante  una  esclusa  incorporada  en  la  cabeza  de  la  máquina,  poder  pasar  al  frente  a  cambiar  picas,  realizar reparaciones o solucionar alguna situación inesperada.   8.3.3.4.3.‐ Hidroescudos o escudos de bentonita (Slurry Shield)   Los  hidroescudos  o  escudos  de  bentonita  utilizan  la  propiedad  tixotrópica  de  los  lodos  bentoníticos  para  conseguir  la  estabilización  del  frente  del  túnel.  Son  máquinas  adecuadas  para  trabajar  en  terrenos  difíciles,  constituidos  principalmente  por  arenas  y  gravas  u  otros  materiales  blandos  y  fracturados  bajo  presión de agua, en los que la inyección de lodos, además de contribuir a la estabilidad del terreno, ayuda  al transporte mediante bombeo de los productos de excavación, Fig. 168. Su campo de aplicación óptimo  se relaciona con granulometrías comprendidas entre 0.1 y 60 mm, que conjuguen una eficaz recuperación  de la bentonita con la facilidad del transporte hidráulico.         

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  Figura 168. Esquema de un escudo de bentonita (frente presurizado) (Fernández, 1997)  

En efecto, la separación de la bentonita, Fig. 169, perfectamente conseguida en las modernas plantas  de tratamiento, se encarece muchísimo cuando los materiales finos, que pasan por el tamiz 200 (0.074 mm)  superan cifras en el entorno del 20%. Con el 30%, aunque se trate únicamente de arenas finas, la solución  es  en  general  económicamente  inaceptable.  Si,  además,  hay  partes  apreciables  de  limos  o  arcillas,  la  separación  es  técnicamente  imposible,  teniéndose  que  recurrir  a  perder  bentonita  con  las  consecuencias  económicas y de contaminación que invalidan totalmente el sistema.  

 

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  Figura 169. Esquema de una planta de separación de bentonita  

Por otra parte, un exceso de tamaños superiores a los citados, así como la presencia en el terreno de  bolos  puede  encarecer  notablemente  el  transporte,  aunque  el  problema  técnicamente  se  soluciona  incorporando una trituradora a la cabeza de la máquina.   8.3.3.4.4.‐ Escudos de frente en presión de tierras    En  este  tipo  de  escudos,  llamados  E.P.B.  (“Earth  Pressure  Balance”)  se  abarcan  prácticamente  la  totalidad de los terrenos que pueden presentar inestabilidades.      La  idea  de  estas  máquinas,  cuyo  esquema  puede  verse  en  la  Fig.  170,  viene  en  parte  de  los  hidroescudos y en parte de los escudos de rueda presurizados con aire comprimido.             

 

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  Figura 170. Esquema de un escudo tipo E.P.B. (Fernández, 1997)  

Del  primero  toma  el  principio  del  sostenimiento  del  frente  mediante  un  equilibrio  de  la  presión  del  terreno más el agua con la presión que se mantiene en la cámara de la cabeza del escudo, y del segundo el  principio de evacuar el escombro en un estado próximo al sólido mediante un tornillo sinfín en la fase de  paso a la presión atmosférica y por medios convencionales (cintas, vagones, etc) en la fase final  (ver Fig.  171).  

  Figura 171. Esquema de presiones ejercidas por el escudo sobre el frente (Cortesía Herrenknecht AG)  

En efecto, el escombro desplazado por el cabezal de corte pasa a una cámara situada tras él, y se va  comprimiendo  a  medida  que  ésta  se  va  llenando.  Un  transportador  de  tornillo  procede  a  desalojar  el  material excavado, siempre de forma controlada para mantener la presión en la cámara que previamente  se ha prefijado.      En la mayoría de los terrenos en los que se utilizan estos tipos de máquinas, y sobre todo en aquellos  arenosos o con gravas que presentan una plasticidad muy baja o nula, es necesario disponer de una mezcla  plástica y viscosa que satisfaga ciertos requerimientos de impermeabilidad y transmisión controlada de la   

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presión en toda la sección del túnel, a la vez que los productos excavados puedan ser manejados a través  del tornillo de desescombro.          

  Figura 172. Vista general de un escudo tipo E.P.B. (Cortesía Herrenknecht AG)  

Esto  se  consigue  mediante  la  inyección  en  la  cabeza  de  la  máquina,  a  través  de  unas  aberturas  especiales, de una serie de productos que, en forma de polímeros o espumas, se mezclan con el terreno y  el  agua  que  contiene  mejorando  la  plasticidad  del  terreno  que  se  introduce  en  la  cámara  de  la  cabeza,  colaborando  eficazmente  en  la  estabilidad  del  frente.  Adicionalmente,  estos  aditivos,  en  caso  necesario,  pueden igualmente inyectarse en la cámara del escudo e incluso en el tornillo sinfín.      Para  controlar  el  sistema  de  equilibrio  por  presión  de  tierras  es  necesario  el  control  del  volumen  de  escombro  desalojado  en  el  tornillo  estableciendo  un  equilibrio  con  el  excavado,  lo  que  se  consigue  controlando y manteniendo constante la velocidad del tornillo sinfín en relación con la presión de tierras  dentro de la cámara. La presión de tierras se establece inicialmente en función del tipo de terreno y de la  carga de agua correspondiente y se va ajustando de forma constante en función de mediciones continuas  de  subsidencias  antes  y  después  de  la  excavación.  La  máquina  dispone  de  detectores  de  presión  en  la  cabeza, cámara y tornillo cuyas lecturas recogidas y procesadas en un ordenador permiten el control de la  estabilidad  del  frente.  Hoy  en  día,  el  sistema  depresión  balanceada  de  tierras  se  corresponde  con  la  tecnología predominante en todo el mundo para la excavación de túneles en suelos bajo nivel freático.   8.3.3.5.‐ Guiado   El sistema de guiado de un escudo se compone de una diana para analizar la posición en la misma de  un rayo láser, complementado con un distanciómetro y un inclinómetro que permita fijar la posición y el  giro de la máquina.       

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Estas  señales  se  procesan  con  ordenador  para  determinar  la  posición  y  tendencia  de  la  máquina,  basando su comparación a través de un programa con la posición real y la teórica prevista en cada anillo del  revestimiento.      Este  programa  da  las  desviaciones  en  una  pantalla  con  números  guía,  de  forma  tal  que  permiten  al  operador corregir la alineación, posibilitándole el cálculo del nuevo trazado que debe realizar para regresar  a la alineación primitiva.      La corrección de las desviaciones, así como el trazado de las alineaciones curvas previstas, se consigue  variando el flujo de aceite en los cilindros de empuje.    8.3.3.6.‐ Limitaciones de utilización    De la misma manera que en los topos, las principales limitaciones en la mayoría de los casos se centran  en la geometría del túnel, sección circular, longitud mínima del túnel y pendiente adecuada al transporte  sobre vía. Los radios de curvatura mínimos se encuentran entorno a los 200 m.   8.3.3.7.‐ Rendimientos    Como en el caso de los topos, los rendimientos suelen ser muy elevados, aunque sean muy variables  en función del tipo de dovela a colocar y del tipo de escudo a que se refiera (abierto, EPB, etc). Puesto que  la  colocación  del  revestimiento  de  dovelas  es  ineludible,  el  coeficiente  de  utilización  de  estas  máquinas  contempla en su conjunto la excavación y el revestimiento y, por tanto, con frecuencia es superior al 75%.   8.3.4.‐ Dobles escudos   8.3.4.1.‐ Descripción de la máquina   Es una máquina concebida basándose en un escudo telescópico articulado en dos piezas, que además  de  proporcionar  un  sostenimiento  continuo  del  terreno  durante  el  avance  del  túnel,  de  forma  similar  a  como  trabaja  un  escudo,  permite  en  aquellos  casos  en  que  el  terreno  puede  resistir  la  presión  de  unos  grippers, simultanear las fases de excavación y sostenimiento, con lo que se puede conseguir rendimientos  muy  elevados.  Son  máquinas  que  pueden  trabajar  en  terrenos  de  muy  diferente  naturaleza  y  que  presentan características conjuntas de los topos y los escudos.      Sus componentes principales son los siguientes:   • cabeza de corte  • escudo delantero  • escudo trasero  • sistema principal de empuje  8.3.4.1.1.‐ Cabeza de corte    Su  diseño  viene  impuesto  por  las  condiciones  geológicas  de  los  terrenos  que  se  pretende  excavar,  siendo  más  o  menos  cerrada  en  función  de  la  calidad  del  mismo.  Normalmente  son  cabezas  mixtas  que  incorporan cortadores de disco y picas simultáneamente. Los cortadores de gálibo, si es necesario, pueden  aumentar el diámetro de la excavación en el entorno de los 10 cm, lo que es muy útil en el caso de terrenos 

 

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expansivos, máxime teniendo en cuenta que al ser máquinas con doble escudo, su longitud es elevada en  comparación con las máquinas convencionales.     La  cabeza  está  igualmente  equipada  con  los  cangilones  que  aseguran  el  transporte  del  material  excavado  hasta  las  cintas  de  extracción.  El  accionamiento  de  la  cabeza  puede  ser  electrohidráulico  con  velocidad  variable  y  reversible  o  bien  eléctrico,  pero  con  regulación  de  velocidad  por  variación  de  la  frecuencia. La reversibilidad de la cabeza a velocidades bajas ayuda a liberarla en terrenos heterogéneos o  con bolos, aunque lógicamente la extracción de escombro sólo puede realizarse en una única dirección.           8.3.4.1.2.‐ Escudo delantero   Además de servir como estructura soporte de la cabeza de corte, contiene el rodamiento principal, la  corona  de  accionamiento  y  los  sellos  interno  y  externo.  En  cada  uno  de  los  dos  cuadrantes  superiores  incorpora  las  zapatas  estabilizadoras  que  aseguran  la  máquina  durante  el  ciclo  de  perforación  e  incrementan la fuerza de anclaje durante la maniobra de avanzar los grippers principales.   8.3.4.1.3.‐ Escudo trasero   También llamado escudo de anclaje, es el que incorpora las zapatas de los grippers operables a través  de  ventanas.  Su  extremo  delantero  se  proyecta  hacia  delante  dentro  de  una  carcasa  sujeta  al  escudo  delantero, permitiendo una acción telescópica que proporcionan un sostenimiento continuo del terreno. La  parte posterior de este escudo incorpora en su interior al erector de dovelas y a los cilindros auxiliares de  empuje, similares a los de un escudo normal.   8.3.4.1.4.‐ Sistema principal de empuje   Está constituido por una serie de cilindros dispuestos alrededor de la zona telescópica y anclados entre  la  parte  trasera  del  escudo  delantero  y  a  la  parte  delantera  del  escudo  de  anclaje.  Esta  disposición  proporciona  el  empuje  durante  la  perforación  ,  así  como  el  control  en  la  dirección  de  la  máquina.  La  compensación del par en este tipo de máquinas se puede conseguir bien disponiendo los citados cilindros  en forma de celosía de modo que cada pareja proporciona una componente contraria a la fuerza rotacional  o  bien  mediante  dos  cilindros  adicionales  que,  anclados  entre  los  escudos  delantero  y  trasero,  pueden  generar un par de torsión.   8.3.4.2.‐ Modo de operación    En terrenos que permiten a la máquina fijarse con la ayuda  de los grippers (sistema topo), la máquina  avanza  mediante  el  empuje  de  los  cilindros  principales.  En  este  caso,  la  máquina  puede  avanzar    incluso  prescindiendo del revestimiento de dovelas, ya que el avance de la misma se consigue reaccionando sobre  las zapatas de los grippers. Sin embargo, si se monta el revestimiento prefabricado, su colocación se puede  simultanear con la fase de excavación y el cambio de anclaje se hace mediante la retracción de los cilindros  auxiliares.     

 

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En el caso de terrenos inconsistentes, incapaces de absorber la reacción al empuje con los grippers, el  avance  se  realiza  mediante  el  empuje  de  los  cilindros  auxiliares  que  reaccionan  contra  el  obligado  revestimiento prefabricado del túnel (sistema Escudo).  

8.4.‐ Máquinas rozadoras   8.4.1.‐ Introducción    Dentro  de  la  amplia  gama  de  la  maquinaria  de  excavación  que  se  utiliza  en  el  avance  de  túneles  y  galerías  se  encuentran  las  rozadoras,  que  son  también  conocidas  por  otros  nombres  como  minadores,  máquinas de ataque puntual, etc. La primera aplicación de las rozadoras tuvo lugar a finales de los años 40  en la preparación y explotación de minas de carbón. Aquellas máquinas eran de poco peso y potencia y, por  consiguiente, de uso limitado.      La  necesidad  de  encontrar  respuesta  a  diferentes  requerimientos  como:  alcanzar  producciones  o  rendimientos  instantáneos  de  corte  elevados,  arrancar  económicamente  rocas  duras,  realizar  distintos  tipos  secciones  (abovedadas,  circulares,  etc)  que  permitieran  avanzar  galerías  y  túneles  en  zonas  con  grandes  presiones  o  malas  condiciones  de  techo  llevó  a  nuevas  concepciones,  tanto  en  lo  referente  al  principio  de  corte  de  las  rocas  como  al  diseño  del  propio  minador,  dando  lugar  a  la  aparición  y  rápida  evolución de nuevos equipos, que han extendido su empleo tanto a la minería como a la obra pública.     

  Figura 173. Vista general de una rozadora con cabeza de corte tipo ripping (Dosco Mining and civil tunnelling machines)  

8.4.1.1.‐ Ámbito de utilización    Hoy en día la excavación de túneles con rozadoras o minadores se realiza generalmente en terrenos de  resistencia  media‐blanda  y  obras  de  longitudes  pequeñas,  inferiores  a  los  dos  kilómetros,  donde  no  son  rentables los sistemas de sección completa por la reducida dimensión de los proyectos, y en zonas de rocas   

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medias‐duras, en competencia con la perforación y voladura, cuando existen restricciones ambientales que  impiden la aplicación de ese método. En ocasiones, constituye un complemento adecuado a las máquinas  de  sección  total,  para  conseguir  secciones  finales  de  determinadas  obras,  por  ejemplo  una  caverna,  imposibles de conseguir a sección completa por razones de coste.  

  Figura 174. Vista de una rozadora actuando sobre el frente (Dosco Mining and civil tunnelling machines)   

    8.4.2.‐ Características generales    Las rozadoras son máquinas excavadoras que tienen un diseño modular, como consecuencia de que en  muchos  casos  es  preciso  su  montaje  o  reparación  en  espacios  cerrados  de  dimensiones  reducidas.  Básicamente,  realizan  su  trabajo  mediante  una  cabeza  giratoria,  provista  de  herramientas  de  corte  que  inciden sobre la roca, y que va montada sobre un brazo monobloque o articulado. Además cuenta con un  sistema  de  recogida  y  transporte  de  material  que  lo  evacua  desde  el  frente  de  arranque  hacia  la  parte  trasera de la máquina. Todo el conjunto va montado sobre un chasis móvil de orugas.      A continuación se describen los componentes principales de una rozadora  

 

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  Figura 175. Elementos que constituyen una máquina rozadora (García, 1997)  

8.4.2.1.‐ Chasis y tren de rodaje    El  chasis  sirve  de  soporte  y  elemento  de  ensamblaje  de  las  distintas  partes  de  la  máquina.  Está  montado sobre orugas que garantizan la estabilidad y permiten el desplazamiento. Las partes del bastidor  son  de  construcción  robusta,  las  cadenas  de  orugas  suelen  ir  accionadas  aisladamente  a  través  de  unos  reductores  de  retención  automática  por  motores  eléctricos.  Las  velocidades  de  traslación  no  suelen  ser  superiores  a  los  5  m/min.  Con  lo  que,  a  la  hora  de  transportarla  se  puede  desacoplar  las  ruedas  de  transmisión de cada una de las cadenas y de esta manera es posible remolcarla de forma rápida.   8.4.2.2.‐ Brazo y dispositivo de giro    El brazo está compuesto, además de por el propio elemento estructural, por el motor, el reductor de  ruedas  dentadas  epicicloidal  o  planetario,  directamente  acoplado,  y  la  propia  cabeza  de  corte.  Existen  brazos con diseño monobloque y también articulados. La vibración del brazo durante el corte depende de  su estabilidad global, tanto vertical como horizontal. La estabilidad vertical, que afecta al corte ascendente  y  en  elevación,  depende  de  la  longitud  en  voladizo  del  brazo  (C).  La  estabilidad  lateral  depende  de  la  anchura de la base de montaje (B) del brazo sobre el dispositivo de giro. El dispositivo de giro efectúa los  movimientos del brazo rozador montado sobre éste mismo y a la vez representa la unión principal con el  bastidor. Las partes principales del dispositivo de giro suelen ser: el llamado puente, con el mecanismo para  movimientos  horizontales  y  la  caja  del  rodamiento  axial  con  la  brida,  el  soporte  del  brazo  rozador  y  el  mecanismo para el movimiento vertical.      El  movimiento  horizontal  del  brazo  se  efectúa  generalmente  por  dos  cilindros  hidráulicos  de  movimientos  opuestos,  aunque  antiguamente  se  hacía  mediante  un  sistema  de  piñón  dentado  y  cremallera,  y  el  movimiento  vertical  por  dos  cilindros  hidráulicos  que  actúan  sobre  el  soporte  del  brazo  rozador.    

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Figura 176. Diseño de un brazo cortador de roca dura (Dosco Mining and civil tunnelling machines)  

8.4.2.3.‐ Equipo eléctrico    El  equipo  eléctrico  comprende  los  motores,  el  dispositivo  de  mando,  los  cables  y  la  instalación  de  alumbrado.  Puede  ser  en  muchos  modelos  de  tipo  normal  o  anti‐grisú.  La  potencia  de  los  motores  eléctricos es transmitida a los distintos órganos de la rozadora por medio de reductores, que determinan la  velocidad de funcionamiento de los mismos (velocidades de giro de la cabeza, de los brazos de recogida,  del  transportador  de  racletas  y  velocidad  de  desplazamiento).  Los  motores  son  robustos  y  suelen  ir  refrigerados por agua. Según el fabricante, los minadores disponen de motores eléctricos independientes  que accionan cada órgano o función de la máquina o, por el contrario, un número reducido proporciona la  potencia necesaria  para el accionamiento de todas las funciones de la máquina.    8.4.2.4.‐ Sistema hidráulico    El equipo hidráulico está compuesto por las bombas, el depósito hidráulico, las conducciones rígidas y  flexibles,  y  los  instrumentos  necesarios  de  control  y  regulación.  Las  bombas  arrastradas  por  un  motor  eléctrico,  proporcionan  al  fluido  hidráulico  la  presión  y  caudal  adecuados  para  el  accionamiento  de  embragues,  motores  y  cilindros  hidráulicos.  Los  cilindros  posibilitan  distintos  movimientos  a  la  rozadora,  tales como el giro de la cabeza de corte y transportador de racletas, elevación y descenso de la cabeza de  corte, plataforma de carga y brazos cargadores, etc. El aceite hidráulico que se utiliza normalmente es del  tipo difícilmente inflamable y los sistemas funcionan con presiones bajas (no superan por lo general los 20  MPa).        

 

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8.4.2.5.‐ Cabeza de corte    En las rozadoras de brazo o de ataque puntual, donde toda la potencia del motor de corte y el peso de  la  propia  máquina  se  aplican  a  un  único  útil  de  corte,  se  distinguen  dos  sistemas  de  trabajo,  según  la  configuración geométrica del movimiento de la cabeza de corte:      • Cabeza de eje longitudinal o axial (milling). En este diseño el eje de giro es perpendicular al frente de  excavación, estando las picas montadas sobre una hélice dispuesta en forma similar a la de un sacacorchos  (ver Fig. 177). Mirando a la máquina desde detrás, la cabeza parece girar en sentido antihorario. Durante el  trabajo en arco ascendente, sólo una pica permanecerá en el plano aproximado de la sección transversal y  describirá una curva cicloide. Las velocidades típicas de la cabeza cortadora varían entre 20 y 65 RPM.  La  fuerza de corte se aplica lateralmente, por lo que no se aprovecha todo el peso del equipo como fuerza de  reacción. En rocas duras se debe disponer de unos gatos o cilindros hidráulicos de apoyo para absorber los  momentos de giro producidos por el brazo de corte.  

  Figura 177. Cabeza de corte axial tipo milling (García, 1997)  

•  Cabeza  de  eje  transversal  (ripping).  Las  cabezas  giran  alrededor  de  un  eje  paralelo  al  frente.  Intervienen  tres  fuerzas  en  el  arranque  por  parte  de  las  picas.  Si  se  mira  a  la  máquina  desde  la  parte  posterior, las cabezas parecen girar hacia delante, alejándose del observador (ver Fig. 178). En los modos  de trabajo ascendente y descendente, una pica individual describirá una cicloide. Sin embargo, en el modo  de  trabajo  en  arco,  la  trayectoria  descrita  será  una  espiral.  Las  velocidades  típicas  de  las  cabezas  varían  entre  45  y  100  RPM.  El  par  de  corte  es  proporcionado  por  el  motor  que  acciona  la  cabeza  de  corte.  La  fuerza horizontal se ejerce con el giro del brazo y la fuerza vertical con el peso de la rozadora.      El par de corte y la fuerza vertical aplicados en las picas realizan los surcos en la roca, mientras que la  fuerza  horizontal  provoca  la  rotura  de  la  misma  entre  ellos.  Si  la  roca  es  blanda,  las  picas  penetran  con  facilidad y varios útiles cortan simultáneamente, consiguiéndose un rendimiento elevado. Si la roca es muy  dura,  en  cada  instante  solamente  una  pica  está  en  contacto  con  el  frente,  aprovechando  así  toda  la  potencia del motor de corte, todo el peso de la máquina como fuerza de reacción y toda la fuerza de giro  del brazo.  

 

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  Figura 178. Cabeza de corte transversal tipo ripping (García, 1997)  

Debido  a  la  forma  diferente  de  corte,  cada  tipo  de  cabeza  presenta  una  serie  de  ventajas  e  inconvenientes. Desde el punto de vista de la estabilidad, en las cabezas transversales no existe casi empuje  lateral, la reacción precisa para el corte, que tiende a limitar al equipo en dicha dirección. Si no es suficiente  la  proporcionada  por  la  propia  fricción  del  tren  de  rodaje  con  las  orugas  será  necesario,  por  ejemplo,  disponer de cilindros hidráulicos estabilizadores, que anclen la máquina a los hastiales. Por este motivo, si  no se cuenta con esos cilindros horizontales, los equipos de cabeza axial requieren un 20% más de peso que  los de cabeza transversal para la misma potencia de corte.      El  perfilado  de  las  excavaciones  es  mucho  más  perfecto  con  las  cabezas  axiales  que  con  las  transversales, ya que éstas producen pequeñas sobreexcavaciones por la propia geometría de las cabezas y,  consecuentemente, un contorno menos regular (Fig. 179).  

  Figura 179. Perfiles de excavación de ambos tipos de cabezas de corte   

 

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  Figura 180. Sistemas de trabajo con cabeza axial y transversal   

En cuanto al rendimiento, si el equipo de cabeza axial se tiene que anclar a los hastiales el rendimiento  es    del  orden  del  25%  inferior  que  con  un  minador  de  cabeza  transversal,  debido  a  los  tiempos  muertos  destinados  a  la  operación  de  anclaje.  En  caso  contrario,  las  cabezas  axiales  avanzan  mejor  que  las  transversales, ya que al ser más estrechas penetran muy bien en el frente y, una vez dentro de la roca, al  poder cortar en cuialquier dirección se aprovechan mejor las partes débiles del macizo rocoso para efetuar  el  arranque,  razón  por  la  cual  su  longitud  suele  ser  mayor  que  su  diámetro.  Son  pues  más  aptas  para  el  empleo  de  técnicas  de  arranque  selectivo  con  estratos  o  capas  de  potencia  media.  Con  cabezas  transversales  la  penetración  es  más  difícil,  por  lo  que  no  se  suele  superar  los  2/3  de  diámetro  de  las  mismas.  Así,  el  rendimiento  de  ambos  tipos  de  equipos,  a  igualdad  de  diámetro,  es  normalmente  mayor  con cabezas axiales, salvo que estas unidades tengan que anclarse.   8.4.2.6.‐ Sistema de recogida y carga    Los  sistemas  de  recogida  y  carga  del  material  rocoso  arrancando  del  frente  son  distintos    en  la  diferentes máquinas rozadoras que existen, pero básicamente se dispone de cuatro tipos:   • Brazos  recolectores:  el  material  arrancado  cae  sobre  una  plataforma  y  es  dirigido  mediante  unos  brazos  hacia  el  transportador  de  racletas  que  lo  evacua  (véase  Fig.  7a).  Es  adecuado  para  materiales húmedos y pegajosos, entrelazados y en forma de bloques.   • Ruedas recolectoras: Es un dispositivo de ruedas giratorias con varios brazos en posición radial, que  al girar entre si en sentido contrario dirigen el material rozado hacia el transportador (Fig. 7b).  • Discos giratorios: Consisten en dos discos con nervaduras que al girar en sentido contrario envían al  material  suelto  hacia  el  transportador.  Sus  aplicaciones  son  las  mismas  que  las  del  sistema  de  ruedas giratorias con brazos, (Fig. 7c).  • Cargador  de  racletas:  El  material  suelto  si  es  poco  abrasivo  y  presenta  pocos  bloques  puede  ser  cargado con uno o dos carruseles continuos de racletas unidas por cadenas (Fig. 7d).  • Sistemas especiales: Existen rozadoras con brazo rozador y recolector, en el que la cabeza de corte  al irse desplazando de abajo a arriba, a la vez que corta, carga el material sobre un transportador  central de racletas montado sobre el mismo brazo. 

 

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  Figura 181. Distintos dispositivos de carga del material rozado  

 La mayoría de los sistemas de carga van montados sobre una plataforma o rampa de carga, que puede  ser  subida  y  bajada  hidráulicamente,  e  incluso  en  algunos  modelos  avanzarse  hidráulicamente.  Los  transportadores de cadenas, uno o dos, suelen ir montados en el centro o en los laterales de las máquinas y  están  accionados  por  reductores  colocados  en  el  extremo  de  descarga.  La  velocidad  de  estos  transportadores suele ser inferior a 1 m/s.   8.4.2.7.‐ Consola de control   La consola de control  se sitúa a un lado o, más frecuentemente, en el centro de la máquina, teniendo  el operador una buena visión de los movimientos durante el corte. Un gran número de equipos disponen  actualmente de un sistema de control y alineación de la excavación, que permiten un trazado exacto de la  obra, así como una eliminación de las sobreexcavaciones cuya repercusión en el revestimiento de hormigón  es bastante grande. Algunas unidades disponen de hasta cuatro modos de operación: manual, que permite  el corte fuera del perfil requerido por la sección del túnel; semiautomático, en el que cual el ordenador de  abordo evita cortar por fuera del perfil establecido; automático, en el cual el ordenador realiza el acabado  del corte del perfil y el corte programado, en el cual el ciclo es optimizado a partir de datos obtenidos en un  sistema de almacenamiento de memoria. La inclinación y el cabeceo lateral de la máquina son medidos por  inclinómetros y la alineación por medio de un rayo láser posicionado hasta 300 m por detrás de la máquina.   8.4.2.8.‐ Otros componentes adicionales   Muchas rozadoras montan en el extremo posterior del bastidor un dispositivo de apoyo hidráulico. Éste  es capaz de levantar el peso total de la máquina, tanto en unión con la plataforma de carga bajada, como  por el sólo. Este apoyo es útil, sobre todo en terrenos irregulares.      En ocasiones se montan otros componentes sobre la propia máquina, como son:     

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• •

Equipo para la perforación de taladros y colocación de bulones   Placa para el manejo de perfiles de entibación, etc.  

8.4.3.‐ Herramientas de corte    Las herramientas de corte o picas son las encargadas de efectuar la rotura o desgarramiento de la roca,  al aplicar en un punto de la misma la energía desarrollada por la máquina. Las picas están compuestas por  un vástago o mango de acero, con formas diferentes según los tipos, que es la parte que se introduce en el  bloque portapicas, y por la punta, en el extremo opuesto, que es el elemento de metal duro que va a estar  en contacto con la roca.   8.4.3.1.‐ Tipos de picas   En los que se refiere a los tipos de herramientas, existen dos clases: picas radiales y picas tangenciales.  Las primeras se utilizan casi exclusivamente en el arranque de rocas blandas, y se caracterizan por tener un  filo de corte constituido por una pastilla de carburo de tungsteno o widia. Las picas tangenciales tienen una  forma cónica, y están especialmente diseñadas para soportar la fricción con la roca, de ahí que también se  denominen picas lapicero o autoafilantes. La elección del tipo de pica depende de la dureza y abrasividad  de la roca, así como de la potencia de la cabeza de corte.   8.4.3.2.‐ Colocación de las picas   Centrándose en las picas cónicas, su posición sobre las cabezas de corte y su relación con la superficie  de roca a cortar queda definida por los siguientes ángulos:   a) Ángulo  de ataque: el ángulo de ataque es el ángulo formado por el eje de la pica y el plano que  pasa por el vértice de la misma y el eje de la cabeza de corte, medido en el vértice de la pica, Fig.  182 a. Se recomienda un valor de 45º, debiendo ser negativa la tolerancia de fabricación (2º). En  función  del  diámetro  de  las  cabezas  de  corte,  se  tendrán  diferentes  ángulos  de  ataque.  Las  soldaduras o los revestimientos (cuñas) son los métodos utilizados para la alineación del bloque al  ángulo correcto. Este ángulo es el más importante para la rotación de la pica cónica, la penetración  en la roca y la economía de corte.   b) Ángulo de oblicuidad o sesgo: el ángulo de oblicuidad es el formato por un plano que pasa por el  eje  de  la  pica  y  es  normal  a  la  placa  base  del  portapicas  y  un  plano  normal  al  eje  de  corte  y  la  dirección  de  rotación  de  la  cabeza,  medido  en  el  vértice  de  la  pica,  Fig.  182  b.  El  ángulo  de  oblicuidad debe  tener un valor entre 5 y 10º.  Actuando en combinación con el ángulo de ataque,  el ángulo de oblicuidad aumenta la tendencia giratoria de la pica cónica.   c) Ángulo de basculamiento: el ángulo de basculamiento es el formado por un plano que pasa por el  eje de la pica, y es normal a la placa base del portapicas, y un plano normal al eje de la cabeza de  corte y la dirección de rotación de éste, medido en la línea central de la placa base del portapicas,  Fig. 182 c. El basculamiento de los portapicas (además de la inclinación motivada por la forma del  cuerpo)  es  necesario,  especialmente  en  la  zona  de  corte.  El  ángulo  requerido  en  cada  caso  dependerá del tamaño de la cabeza de corte y de la combinación portapicas/pica que se utilice.     

 

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Figura 182. Ángulos de ataque, oblicuidad y basculamiento  

Por otro lado, es interesante analizar la influencia de estos ángulos sobre el corte y la fuerza de impulso  transversal producida por la máquina. La experiencia demuestra que el consumo de corriente eléctrica es  mínimo cuando el ángulo de ataque es de 45º, incluso para diferentes ángulos de oblicuidad. También se  ha  constatado  que  la  fuerza  de  accionamiento  transversal  de  la  máquina  (giro  del  brazo),  tiene  su  valor  mínimo cuando el ángulo de ataque es de 45º y el ángulo de oblicuidad está comprendido entre 5 y 10º.   8.4.3.3.‐ Número y tamaño de las picas   Con  respecto  al  número  de  picas  con  que  ha  de  estar  equipada  una  cabeza  de  corte,  en  general,  se  puede decir que debe ser el menor posible, pero con el mejor desarrollo, es decir, tantas picas como sean  necesarias para obtener una forma de corte uniforme por utillaje y un funcionamiento suave y continuado  de  la  máquina.  El  aumento  del  número  de  picas  ocasiona  un  descenso  en  el  rendimiento  de  corte  y  propulsión, así como una mayor generación de polvo, mientras que la disminución en el consumo de picas  es  mínima.  Por  otra  parte,  una  reducción  importante  del  número  de  picas  tiene  como  consecuencia  un  mayor  esfuerzo  específico  para  las  restantes,  una  reducción  de  su  vida  de  servicio  y  la  producción  de  vibraciones  perjudiciales en la cabeza de corte y en el minador.      La  longitud  normal  de  cabeza  de  la  pica  (calibre)  es  de  64  a  68  mm.  Este  calibre  ha  demostrado  su  eficacia en condiciones difíciles de corte (resistencia no inferior a 100 MPa); en condiciones más blandas,  una extensión del calibre de 13 mm aproximada‐mente resulta más ventajosa para obtener un rendimiento  de corte mayor.      Por otro lado, en la Fig. 10 se muestra de forma esquemática la relación entre el consumo de picas y  resistencia de la roca con respecto a la eficacia de corte, utilizando para ello distintos diámetros de punta  de  carburo.  La  trayectoria  de  las  curvas  está  trazada  de  forma  aproximada  y  solamente  está  destinada  a  mostrar  la  tendencia.  Resulta  muy  difícil  prever  el  rendimiento  de  corte  y  el  consumo  de  picas,  dado  el  cambio  constante  de  factores,  tales  como  las  características  geológicas,  la  resistencia  de  la  roca,  su  tenacidad,  el  contenido  en  minerales  abrasivos,  diaclasas  y  fisuración.  También  tienen  importancia  las  características del propio minador empleado y la experiencia del operario que lo maneja.      Si se usan puntas de carburo de menor diámetro, al aumentar la resistencia de la roca, el consumo de  picas aumenta rápidamente, mientras que el rendimiento de corte sólo se reduce moderadamente. Por el  contrario, si se emplean puntas mayores de carburo, al aumentar la resistencia de la roca, el consumo de  picas aumenta ligeramente, mientras que el rendimiento muestra una mayor tendencia a la disminución.  Según  esto,  se  puede  decir  que,  en  general,  resulta  más  económico  utilizar  puntas  de  carburo  de  menor   

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diámetro  al  disminuir  la  resistencia  de  la  roca.  Debido  a  la  escasa  resistencia  a  la  penetración,  el  rendimiento  de  corte  se  mantiene  alto  y  el  consumo  de  picas  resulta  soportable.  Por  otra  parte,  es  aconsejable emplear puntas de carburo de mayor diámetro al aumentar la resistencia de la roca, ya que la  vida  de  las  picas  en  servicio  es  más  crítica  desde  el  punto  de  vista  económico  que  la  disminución  del  rendimiento de corte.  

  Figura 183. Relación entre el consumo de picas y rendimiento de corte con  la resistencia de la roca (García, 1997)  

8.4.3.4.‐ Portapicas   Los portapicas son elementos que, soldados a la cabeza de corte, permiten fijar a la misma el utillaje de  corte.  Las  picas  se  pueden  colocar,  por  medio  de  sus  mangos,  con  anillos  de  retención  o  por  medio  de  grapas anulares de montaje rápido.    Con  objeto  de  reducir  el  desgaste  en  los  orificios  de  sujeción  de  los  portapicas,  también  se  fabrican  éstos con casquillos insertados de acero de gran resistencia y tenacidad.   8.4.3.5.‐ Corte con chorro de agua   Con  el  fin  de  reducir  el  polvo  generado  durante  la  excavación,  las  cabezas  de  corte  van  provistas  de  sistemas  de  pulverización  o  aspersión  de  agua.  En  la  actualidad,  los  chorros  de  agua  juegan  un  papel  múltiple importante, ya que han demostrado ser muy eficientes:    

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• Reducen en algunos casos hasta el 95% el polvo generado durante el corte.   • Aumentan la duración de las picas gracias a la refrigeración de las mismas.   • Reducen las chispas que pueden producir ignición en atmósferas explosivas.   • Aumentan los rendimientos de arranque en determinadas circunstancias.   • Disminuyen las vibraciones de la máquina.     Los  diseños  de  los  dispositivos  de  aspersión  han  evolucionado  con  el  tiempo,  llegándose  a  la  tercera  generación de los mismos en los que se trabaja a altas presiones, entre 20 y 70 MPa.      En  la  Fig.  184  puede  verse  un  esquema  de  uno  de  estos  dispositivos  dentro  del  cuerpo  de  un  portapicas. Cuando la pica entra en contacto con la roca su mango actúa sobre una válvula, que al abrirla  permite el paso de agua para que salga un chorro por detrás del punto de contacto de la pica. Este sistema  tiene la ventaja de que sólo se consume agua cuando las picas entran en contacto con la roca a cortar.       

  Figura 184. Sistema de chorro de agua 

   Los caudales de agua por pica, cuando se usan sistemas de media presión (15 a 20 MPa), oscilan entre  40 y 60 l/min.           8.4.4.‐ Tipos de rozadoras    La  continua  evolución  en  el  diseño  de  las  rozadoras  para  dar  respuesta  a  los  diferentes  trabajos  de  arranque,  tanto  en  minería  como  en  obra  civil,  ha  dado  lugar  a  diferentes  grupos  de  máquinas,  que  se  describen a continuación.  

 

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8.4.4.1.‐ Rozadoras de brazo   Estas máquinas están dotadas de un brazo rozador móvil, en cuyo extremo está montada la cabeza de  corte o piña, portadora de las herramientas de corte. El otro extremo va acoplado a un dispositivo o torreta  giratoria  que  permite  movimientos  del  brazo  a  izquierda  y  derecha,  mientras  que  con  unos  cilindros  hidráulicos se realiza la elevación y el descenso del mismo. La combinación de ambos movimientos permite  a la cabeza de corte barrer todo el frente.  

 

  Figura 185. Minador de brazo (Dosco Mining and civil tunnelling machines)  

8.4.4.2.‐ Rozadora de tambor    En estos equipos el órgano de corte es un cilindro horizontal, tambor de corte, que gira alrededor de  un eje paralelo al frente, y sobre el que va acoplada una hélice portadora de picas. La fuerza necesaria para  la  penetración,  que  se  efectúa  en  el  techo,  es  conseguida  mediante  las  orugas,  que  empujan  a  toda  la  máquina contra el macizo rocoso. Una vez conseguida esa penetración, se arranca en descenso, tirando del  tambor  hacia  abajo  con  los  cilindros  hidráulicos  principales.  El  empleo  de  estas  máquinas  está  muy  extendido en la minería de rocas blandas: carbón, potasa, hierro, etc.   8.4.4.3.‐ Rozador de cadenas   En estos minadores la cabeza de corte está constituida por un cuerpo portador de una serie de cadenas  de  corte  sobre  las  que  están  colocados  los  elementos  portapicas.  Va  montada  sobre  un  carro  impulsado  hidráulicamente que desliza sobre el chasis y proporciona el empuje necesario para efectuar la penetración  en el frente.      Primero  se  arranca  el  muro,  permaneciendo  el  minador  fijo  sobre  sus  orugas,  y  posteriormente  se  excava  en  sentido  ascendente.  Completada  la  roza  vertical,  el  carro  retrocede  y  mediante  un  dispositivo  giratorio de accionamiento hidráulico se coloca la cabeza al lado de la roza anterior para iniciar un nuevo  ciclo. Mediante sucesivas pasadas se cubre toda la sección definida para el avance.       

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La  evolución  de  estas  máquinas  se  detuvo  hace  varias  décadas,  al  haber  sido  superadas  sus  prestaciones por los otros tipos de rozadoras.          

   

 

Figura 186. Rozadora de cadenas  

4.4. Equipos especiales      En el mercado existen rozadoras  especiales diseñadas para realizar trabajos específicos. Entre éstos se  pueden  citar  los  pequeños  minadores  con  brazo  articulado  y  giratorio  (ver  Fig.  187),  destinados  a  la  apertura de galerías muy pequeñas con anchura entre 2.5 y 4.5 m y alturas entre 2 y 3.4 m.       También, en  diferentes proyectos, se usan máquinas constituidas por una excavadora hidráulica y un  brazo cortador, Fig. 188. En estos casos, al no disponer de un sistema de carga, es preciso contar con un  equipo cargador del escombro (Fig. 189).  

  Figura 187. Miniminador (Miliarium.com)  

      

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  Figura 188. Excavadora con brazo cortador (Mining Technology)  

  Figura 189. Sistema de carga con equipo de desescombro (García, 1997)  

Por último, existen algunos diseños especiales en los que por ejemplo se ha montado un brazo rozador  a  una  pala  LHD  sin  el  cazo,  y  se  ha  complementado  con  dos  gatos  hidráulicos  de  apoyo  para  mejorar  la  estabilidad del equipo durante el trabajo, Fig. 190.    

 

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  Figura 190. Rozadora sobre ruedas  

8.4.5.‐ Criterios de selección de rozadores    Actualmente, las rozadoras en el mercado pueden clasificarse en cuatro categorías, en función de su  peso en servicio y dimensiones geométricas correspondientes:   • Pequeños, con un peso de unas 10 T y aptos para el avance de pequeñas galerías.   • Medios, con un peso entorno a las 30 T.   • Grandes, con un peso alrededor de 50T.   • Muy grandes, con pesos superiores a 70 T.     Los factores que hay que considerar en la elección de un minador son numerosos, pudiéndose agrupar  en las siguientes áreas:   1. Geometría de la excavación   2. Características de las rocas a excavar. Rendimiento de corte y consumo de picas.   3. Otros factores.      Seguidamente se comentan algunos de estos factores.   8.4.5.1.‐ Geometría de la excavación   El  gálibo  del  túnel  o  galería  a  excavar  determina  las  dimensiones  máximas  de  las  rozadoras  que  se  pueden emplear. Si la excavación se realiza en una sola fase, la rozadora deberá elegirse de modo que la  altura  máxima  de  corte  sea  igual  o  menor  que  la  altura  de  la  sección  a  excavar.  No  obstante,  cuando  la  excavación se realiza por fases o a sección partida intervendrá en la elección el gálibo de la fase con sección  mínima. El problema se suele dar en secciones  pequeñas, inferiores a los 30 m2, donde la envergadura y  peso  del  minador  no  permiten  la  instalación  de  la  potencia  demandada  por  la  roca.  Así,  por  ejemplo,  en  secciones de 15 m2 se puede trabajar con máquinas integrales a sección completa con potencias de corte  de 500 KW, potencia propia de minadores de mas de 70 T, inaplicables en estas secciones.   8.4.5.2.‐ Características geomecánicas de las rocas   El peso y la potencia de la rozadora dependen en gran medida de la resistencia a compresión de la roca  a excavar. Esto es así debido a que el peso constituye la reacción necesaria para producir el empuje sobre el   

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frente  de  arranque.  Para  una  primera  estimación  de  la  potencia  mínima  instalada  en  la  cabeza  de  corte  puede usarse la siguiente expresión:     La  potencia  disponible  en  la  cabeza  de  corte  para  producir  el  giro  de  ésta  en  el  arranque  es  una  condición  necesaria,  pero  no  suficiente.  Por  otro  lado,  es  habitual  que  entre  la  potencia  de  la  cabeza  de  corte en kW y el peso de la máquina en T exista una relación entre 2 y 4 veces.      Para llevar a cabo un estudio completo de las características de las rocas, con el fin de determinar su  rozabilidad o facilidad del corte, es preciso conocer los siguientes parámetros:   • Resistencia a compresión simple.   • Resistencia a tracción.   • Módulo de Young.   • Energía específica de rotura.   • Densidad.      Paralelamente es conveniente hacer un estudio petrográfico y evaluar la abrasividad del material. Dicha  abrasividad  es  controlada  principalmente  por  tres  factores:  el  contenido  en  sílice  (a  mayor  contenido,  mayor abrasividad), el tamaño medio de grano de mineral abrasivo (a mayor tamaño, mayor abrasividad) y  por último la presencia de cemento entre granos (sobretodo cemento silíceo).  

  Figura 191. Relación entre potencia y peso de la maquina 

8.4.5.3.‐ Cálculo de rendimientos   Existen  distintos  métodos  para  calcular  el  rendimiento,  pero  no  es  objetivo  del  presente  documento  desarrollarlos, con lo que nos limitaremos a darlos a conocer. Son los siguientes:      • Método de Bilgin et al. (1988)   • Método de Fowell y McFeat‐Smith (1976‐77)   • Método de Neil et al. (1994)   • Método de Schneider (1988)    

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• Método de Alpine‐Westfalia   8.4.6.‐ Ventajas que ofrece el empleo de rozadoras   Frente a las máquinas integrales de excavación (topos y escudos) presentan las siguientes ventajas:   • Flexibilidad  y  maniobrabilidad  (pueden  efectuar  distintas  secciones,  cambios  de  trazado,  excavaciones transversales a la principal, etc.).   • No se precisan grandes espacios para el montaje y desmontaje cuando finalizan la obra.   • Son más accesibles para el mantenimiento en el frente que una tuneladora.   • Menor coste de capital (tiene precios más razonables).   • El frente queda ventilado más rápidamente.   • El porcentaje de mano de obra especializada es menor.   • En  rocas  de  mala  calidad  permite  un  mejor  acceso  al  frente  para  efectuar  los  trabajos  de  sostenimiento   • Permite efectuar la excavación en fases, lo que es decisivo en terrenos de mala calidad.      Si  se  comparan  las  excavaciones  con  rozadoras  con  el  sistema  clásico  de  perforación  y  voladura,  las  ventajas más notables son:   • Admite una mayor mecanización.   • Perfilado exacto de la sección de excavación.   • Menor afección a la roca remanente, ya que no es agrietada por las voladuras.   • Ausencia de vibraciones generadas por la detonación de explosivos.   • Menores necesidades de sostenimiento frente al uso de explosivos.   • Mejor adaptación a la construcción por fases.   • Reduce sobreexcavaciones en relación con el uso de explosivos.   8.4.7.‐ Operatividad   A continuación se describen las formas de trabajo habitual durante la excavación de distintos tipos de  materiales y clases de rozadoras.   8.4.7.1.‐ Excavación del frente de avance   Las cabezas de corte de tipo transversal al cortar el frente dejan un núcleo central entre las dos mitades  de  la  cabeza  cortadora.  Por  consiguiente,  la  máquina  se  mueve  hacia  delante  por  pasos,  desplazando  transversalmente el brazo al mismo tiempo. Dependiendo del tipo de material, el socavado se hace en la  mayoría de casos a la altura del piso, y sólo en circunstancias ideales y con material fácil de cortar resulta  ventajoso hacerlo en la parte superior. Para las cabezas axiales la máquina se desplaza hacia adelante con  el cabezal en la posición central, la fuerza disponible se aplica sobre un número menor de picas, y pequeños  movimientos  circulares  pueden  servir  de  ayuda  en  condiciones  difíciles.  Debido  a  la  posición  central  del  brazo,  las  máquinas  axiales  son  más  estables  durante  la  excavación.  En  rocas  duras,  el  arranque  es  más  difícil para la cabeza transversal ya que la cabeza de corte ha de penetrar en una superficie más grande y es  difícil  conseguir  una  penetración  adecuada  para  dos  cabezales  al  mismo  tiempo.  En  la  Fig.  18  se  representan los diversos modos en que se ataca el frente, sea con rozadoras axiales o transversales.  

 

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  Figura 192. Modos de corte con cabezas axiales y transversales (Miliarium.com)  

8.4.7.2.‐ Corte de rocas blandas   Se  entiende  por  rocas  blandas  un  material  que  se  corta  fácilmente,  dando  un  producto  seco  bien  fragmentado, por ejemplo pizarras blandas. Los materiales húmedos y plásticos (arcilla) o tenaces (talco o  yeso)  poseen  unas  características  de  corte  distintas.  La  mayoría  de  los  materiales  blandos  tienen  una  resistencia  a  compresión  inferior  a  los  50  MPa,  o  presentan  muchas  fracturas  que  permiten  obtener  un  tamaño pequeño de fragmentación, menor de 200 mm.      En rocas blandas, y generalmente  no abrasivas, las elevadas velocidades de la cabeza de  corte de las  rozadoras  transversales  y  la  gran  superficie  de  la  sección  transversal  de  la  misma  permiten  alcanzar,  en  general,  unos  rendimientos  instantáneos  de  corte  superiores  a  los  de  las  máquinas  de  tipo  axial  equivalente. En estas condiciones, la capacidad de corte de la rozadora es generalmente superior a la carga  y  transporte.  Las  rozadoras  transversales  en  material  blando  cortan  generalmente  por  movimientos  verticales.  Es  ventajoso  empezar  en  la  parte  superior  y  trabajar  hacia  abajo  únicamente  en  condiciones  ideales; en la mayoría de los casos, el corte se hace desde el piso hacia el techo. Debido a la dirección de  rotación de la cabeza de corte, ésta puede lanzar el material directamente hacia la plataforma de carga. Si  la  capacidad  de  transporte  no  está  sobresaturada,  se  puede  reducir  el  tiempo  de  limpieza  y  de  carga,  aumentando  así  el  rendimiento  global  de  arranque.  En  algunas  circunstancias,  especialmente  cortando  desde el suelo hacia el techo, es posible que se lance material por encima de la plataforma, lo cual puede  exigir desplazamientos adicionales del minador para limpiar el tajo.      Las  rozadoras  axiales  efectúan  normalmente  un  corte  limitado  en  la  parte  central  del  frente,  para  ensancharlo  luego  en  todo  el  ancho  el  túnel.  Los  rendimientos  instantáneos  de  corte  serán  ligeramente  inferiores  a  los  de  la  rozadora  transversal  debido  al  menor  tamaño  y  velocidad  del  cabezal.  El  tiempo  necesario  para  un  corte  completo  en  terreno  blando  es  relativamente  pequeño  en  comparación  con  la   

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carga  y  limpieza.  En  estas  condiciones,  adquieren  mucha  más  importancia  la  maniobrabilidad  de  la  rozadora y su capacidad de carga y transporte.      8.4.7.3.‐ El corte en materiales medios a duros   Debido a la dirección de rotación de la cabeza transversal, el minador está siempre sometido a fuerzas  que  tratan  de  empujarlo  hacia  fuera  del  corte.  En  terreno  duro,  hacen  falta  peso  y  esfuerzo  de  tracción  para  mantener  a  la  máquina  en  el  corte.  Esta  reacción  adquiere  mayor  importancia  en  condiciones  de  humedad o en excavaciones en rampas ascendentes.      Normalmente, las rozadoras transversales cortan en rocas duras moviendo el brazo horizontalmente en  todo lo ancho del frente, luego se posiciona de nuevo la cabeza para el corte siguiente. El socavado se hace  normalmente  a  la  altura  del  piso,  conociéndose  esta  modalidad  de  corte  como  climb  milling.  La  profundidad  y  la  anchura  del  plano  de  corte  dependen  del  material  a  arrancar.  Cuando  la  cabeza  transversal se usa en la modalidad de arco, sólo de una de las dos cabezas está en el corte, mientras que la  otra la acompaña consumiendo potencia y produciendo polvo y desgaste de las picas.      En  lo  relativo  a  las  rozadoras  axiales  sólo  se  utiliza  esfuerzo  de  tracción  para  el  socavado  inicial,  y  después la acción de corte depende de la estabilidad de la máquina. Generalmente, después del socavado  se  hace  corte  poco  rebajado  transversalmente  en  el  centro  del  frente,  el  cuál  se  va  agrandando  a  continuación. La rozadora axial puede dar las pasadas en cualquier dirección.   8.4.7.4.‐ Perfilado   Debido al eje de rotación de las cabezas transversales y al tamaño de las mismas, existe cierta dificultad  para  conseguir  un  perfilado  preciso.  Si  la  rozadora  avanza  por  pasos  de  un  metro,  se  formaran  aristas  salientes en el techo y en el suelo. Estos resaltes se pueden eliminar allanando hacia atrás. Con el minador  axial se puede adaptar el ángulo de cono de la cabeza de corte al tamaño del túnel, produciendo un perfil  recto que no exija allanado alguno.      Si  una  máquina  axial  no  está  excavando  el  túnel  desde  una  posición  central,  entonces  puede  ser  necesario disponer de dos ángulos cónicos en la cabeza de corte para conseguir el perfil exacto en toda la  obra.  En  este  caso,  el  ángulo  cónico  más  grande  estará  en  la  parte  posterior.  Un  perfilado  deficiente  ocasionará  problemas  en  el  movimiento  de  vehículos  sobre  los  pisos  irregulares,  y  mayores  costes  de  revestimiento en las paredes laterales y el techo.    8.4.7.5.‐ Corte selectivo en rocas mixtas   En  formaciones  rocosas  estratificadas  es  frecuent3e  encontrarse    con  diversos  buzamientos.  Como  la  cabeza  de  corte  de  tipo  axial  puede  trabajar  eficazmente  en  cualquier  dirección,  es  decir,  horizontal,  vertical  o  diagonalmente,  es  adecuada  para  la  excavación  de  estratos  duros,  con  fallas  o  inclinados.  Es  posible seleccionar y quitar una determinada banda de roca, sea cual sea su orientación. Este aspecto es  muy útil cuando se presentan zonas de roca blanda y dura, ya que se pueden arrancar  primero las rocas  blandas de la parte superior y la inferior para debilitar así a la roca dura.       

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Es  más  difícil  excavar  selectivamente  usando  la  cabeza  transversal,  dados  su  tamaño  y  su  forma.  A  menos  que  los  estratos  de  roca  sean  tan  potentes  como  el  cabezal,  no  será  posible  el  corte  selectivo.  Mientras que las rozadoras transversales, pueden cortar verticalmente  y en la modalidad de arco, el corte  diagonal puede ser un problema para ellos, a causa del núcleo central que se deja entre las dos mitades de  la cabeza cortadora. A menudo será necesario elegir, como solución de compromiso, un recorrido diagonal  escalonado.  La  Fig.  193  muestra  los  procedimientos  de  minado  según  capa  tipo  de  cabezal  axial  o  transversal.     

  Figura 193. Métodos de corte en macizos rocosos estratificados (Miliarium.com)  

 

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PARTE II GEOTECNIA DE TÚNELES EN ROCA DURA

PARTE II 

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ÍNDICE DE CAPÍTULOS  1.‐ INTRODUCCIÓN ............................................................................................................................................ 6  2.‐ GENERALIDADES EN EXCAVACIÓN ................................................................................................................ 8  2.1.‐ EXCAVACIÓN DEL EMBOQUILLE ................................................................................................................................ 8  2.2.‐ PARAGUAS DE EMBOQUILLE .................................................................................................................................. 11  2.3.‐ BULONES EN EL TALUD FRONTAL ............................................................................................................................ 12  2.4.‐ HORMIGÓN PROYECTADO EN EL TALUD FRONTAL ...................................................................................................... 12  2.5.‐ RED DE PROTECCIÓN SOBRE EL TALUD FRONTAL ........................................................................................................ 12  2.6.‐ MALLAZO ......................................................................................................................................................... 12  2.7.‐ DRENAJE DEL TALUD FRONTAL ............................................................................................................................... 13  3.‐ EXCAVACIÓN DEL TÚNEL ............................................................................................................................ 14  3.1.‐ PARTICIÓN DE LA SECCIÓN .................................................................................................................................... 14  3.2.‐ LONGITUD DE PASE ............................................................................................................................................. 15  3.3.‐ MÉTODO DE EXCAVACIÓN .................................................................................................................................... 15  3.3.1.‐ Voladuras (RMR >40) ............................................................................................................................. 16  3.3.2.‐ TBM (Tuneladoras): RMR>60 ................................................................................................................. 17  3.3.3.‐ Rozadora: 301 en el Eoceno.    Posteriormente, ya en el Cuaternario, se desarrollan fallas normales con direcciones N‐S y hundimiento  del bloque oriental que cortan la estructura anticlinal, manteniendo el esfuerzo horizontal máximo próximo  a  la  dirección  N‐  S,  pero  con  situaciones  de  K0
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