GEOTECNIA APLICADA A LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES.pdf
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
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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
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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
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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
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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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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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PARTE I
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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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