3.APLICACION MECANICA DE ROCAS EN TUNELES

Ing. VICTOR TOLENTINO YPARRAGUIRRE Msc.

APLICACIÓN DE LA MECANICA DE

LAS ROCAS EN TUNELERIA

Lo que nos crea problemas no son las cosas que no

conocemos; sino las que creemos conocer con certeza.

Presidente Dwight Eisenhowe

•CURSO METODOS DE

EXCAVACION DE TUNELES

En mecánica de rocas que están sobre todo interesados

en predecir el futuro. ¿Qué pasará si un túnel o

caverna de un tamaño específico se construye en este

macizo rocoso en esta orientación? ¿Qué pasaría si el

túnel o caverna se construyeron en una orientación

diferente o una diferentes profundidades?

Las respuestas a este tipo de preguntas son necesarias

para rocas de diseño de ingeniería. El ingeniero de

rocas tiene que tener una capacidad de predicción: sin

ella no hay ninguna base para diseño coherente.

HUDSON, 2010

- Geología

- Tensión de Rocas

- Roca intacta

- Fracturas

- Propiedades del macizo rocoso

- Flujo de agua

- Ingeniería de las actividades

- Modelado

LOS FACTORES IMPORTANTES EN MECANICA DE ROCAS

SON:

La caracterización de roca

tensionada en un sitio

Tensión Natural: La tensión in Situ que existe previa para ingeniería. Tensión Inducida: El estado de tensión natural perturbada por la ingeniería. Tensión Gravitacional: El estado de tensión causado por el peso de encima de la roca. Tensión Tectónico: El estado de tensión causado por el movimiento de las placas tectónicas. Tensión Residual: El estado de tensión causado por la actividad tectónica anterior. Tensión Térmica: El estado de tensión causado por el cambio de temperatura. Paleo Tensión: Una tensión natural anterior que ya no está actuando. Cerca a la tensión de campo: El estado de tensión en la región de una perturbación de la ingeniería. Tensión de campo lejano: El estado de tensión más allá del campo cercano. Tensión Local: El estado de tensión en una región de interés.

Se producen desprendimientos de roca?

La fuerza de la roca en comparación

con los valores de tensión local.

Túneles paralelos para la

tensión principal en Situ,

están sujetos para menor

concentración de tensiones.

El desprendimiento puede

comenzar para producirse

aproximadamente la mitad de

la resistencia a la compresión

uniaxial.

•Excavación

con tensiones

inducidas

alrededor de la

excavación

Diagrama de tensión en el trabajo por el Dr. Erik Johansson, Saanio y

Riekkola, Finlandia

•H/W=3 •H/W=1.5 •H/W=1 •H/W=2 •H/W=0.5

•Rock Failure Process Analysis (RFPA)

•Simulando con

RFPA

Los avances en los conocimientos de las propiedades de la roca intacta

Capacidad de modelar numéricamente roca transversalmente isótropo

con fallas.

Los principales problemas de estabilidad mecánica están relacionadas con la

liberación de bloques roca y tensión inducido por desprendimiento

•la gravedad inducida

estructuralmente controla el

movimiento del bloque.

•generalmente se encuentra en

roca frágil, bloques y macizo

rocoso.

La formación de bloques de roca – bloques tetraédricos

están formados por tres planos de fractura

y la superficie de la excavación

Caracterización de las fracturas en un sitio

Chile --- continuo, homogéneo, isótropo - lineal y elástico. Diane --- Discotinuous, no homogénea, y no anisotrópico – Elástico.

Caracterización de las fracturas en un sitio

Permeabilidad

Hardarson y Haraldsson (1998) describir la construcción de un túnel de carretera en el oeste de Islandia hacia el norte. Las aguas subterráneas corre a lo largo de los contactos de lava y enfriamiento de las articulaciones, las fallas y diques siendo el principal drenaje natural.

Túnel de entradas de hasta 50 l / s / km. Sin embargo, el flujo de agua de 2500 - 3000 l / s se encontró inesperadamente de un conducto natural abierto en asociación con una gran falla NW-SE y un dique basáltico de intersección.

•Hidrogeológicamente el modelo puede ser complicado!

Cuando una excavación se realiza en un

macizo rocoso, hay tres efectos

principales:

1. La roca se mueve hacia el interior

2. El estado de tensión se altera

3. La presión del agua se reduce para

la presión atmosférica en la excavación

•El EDZ (zona de excavación de Disturbios)

se genera por dos tipos de perturbaciones.

•a) las perturbaciones inevitables para la

masa de rocosa: causadas por el espacio

excavado ,movimiento de rocas, los cambios

de tensión, y la alteración de la

circunstancias hidrogeológicas, como se

ilustra para la izquierda;

•b) la perturbación adicional a la masa de

roca causado por el método de excavación:

es decir, por el utilización de una tuneladora

o perforación / voladura.

•Cuando una excavación se realiza en un macizo

rocoso, hay tres efectos principales:

1.La roca se mueve hacia el interior

•2.El estado de tensión se altera

3.La presión del agua se reduce para

la presión atmosférica en la excavación

Comprender LA MECANICA DE ROCAS y el sistema de

ingeniería de la roca con todas sus variables, las interacciones y

el funcionamiento, es crucial para establecer un modelo predictivo

adecuado y por lo tanto, se creara un diseño de ingeniería

adecuado para la roca. Sabemos que un modelo simple CHILE

puede no ser suficiente. Sabemos que todavía no han creado

códigos numéricos menos termo-hidro-mecánico-químico.

Por lo tanto, la capacidad para considerar todas las variables

posibles realizar las interacciones y luego seleccionar las que

consideramos relevantes para el diseño de ingeniería de detalle

es una de las formas de avanzar aunque sea recopilando la

historia de casos que proporcionen la gran parte de la justificación

lo cual se convertirá en un componente fundamental para futuros

procedimientos de ingeniería de túneles.

Ing. VICTOR TOLENTINO YPARRAGUIRRE Msc.

CLASIFICACION GEOMECANICA DE

LAS ROCAS

USO Y MAL USO

•CURSO METODOS DE

EXCAVACION DE TUNELES

HISTORIA DE LAS CLASIFICACIONES

“LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS SON UN METODO DE INGENIERIA GEOLOGICA QUE PERMITE EVALUAR EL COMPORTAMIENTO GEOMECANICO DE LOS MACIZOS ROCOSOS, Y DE AQUÍ ESTIMAR LOS PARAMETROS GEOTECNICOS DE DISEÑO Y EL TIPO DE SOSTENIMIENTO DE UN TUNEL”

HISTORIA DE LAS CLASIFICACIONES

• LAS CLASFICACIONES LLEVAN MAS DE 100 AÑOS EN USO, PERO ES A PARTIR DE LA DECADA DE LOS AÑOS 70 CUANDO SE EXTIENDEN MAS INTERNACIONALMENTE.

• SE INICIA CON LA CLASIFICACIÓN DE BIENIASWSKI (1973) Y BARTON, LIEN Y LUNDE (1974) QUIENES CONTRIBUYERON DEFINITIVAMENTE A SU RAPIDA ACEPTACION Y EXPANSION.

HISTORIA DE LAS CLASIFICACIONES • CLASIFICACION DE ROCAS DE TERZAGHI (1946).

• CLASIFICACION DE STINI Y LAUFFER (1958).

• CATERPILLAR TRACTOR Co.(1966)

• OBERT & DUVAL (1967) PARA MINERIA.

• EGE (1968) TUNELES R.RISTALINAS.

• KRUSE et al (1969) REVESTIMIENTO TUNELES.

• GOODMAN & DUNCAN (1971) TALUDES.

• LAUBASHER (1974) PARA MINERIA.

• CLASIFICACION DE WICKHAM et al., 1972 R.S.R.

• CLASIFICACION CSIR DE MACIZOS ROCOSOS FISURADOS (1973) COAUTOR BIENIAKSKI.

• INDICE DE CALIDAD TUNELERA BARTON (1975).

• CLASIFICACION DE PROTODIAKONOV (1976).

• CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (1979).

• CLASIFICACION SRC (1983) DE GONZALES DE VALLEJO.

• ROMANA (1985).


• PALMSTROM ( 1995) INDICE Rmi.

• CLASIFICACION DE RABCEWICZ (NATM)NORMA ALEMANA.

22

PRINCIPALES

CLASIFICACIONES

GEOMECANICAS

EN LA INGENIERIA

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS

DE TERZAGHI • PROPUSO ESTA CLASIFICACION PARA CALCULAR LAS CARGAS

QUE DEBEN SOPORTAR LOS MARCOS DE ACERO EN LOS TUNELES.

• EXPERIMENTO EN TUNELES FERROCARRILEROS CON REFUERZO DE ACERO EN LOS ALPES.

• DESTACA LA IMPORTANCIA DE LA EXPLORACION GEOLOGICA QUE DEBERA HACERSE ANTES QUE SE TERMINE EL DISEÑO Y SOBRE TODO INSISTE EN CONSEGUIR INFORMACION SOBRE LOS DEFECTOS EN LA FORMACION DE LA ROCA.

“DESDE EL PUNTO DE VISTA DE INGENIERIA, EL CONOCIMIENTO DEL TIPO DE DEFECTO EN LA ROCA Y EN SU INTENSIDAD PUEDE SER MAS IMPORTANTE QUE EL TIPO DE ROCA QUE SE PUEDA ENCONTRAR. POR LO TANTO, DURANTE LA EXPLORACION HAY QUE DAR ESPECIAL ATENCION A LOS DEFECTOS DE LA ROCA. EL INFORME GEOLOGICO DEBERA CONTENER UNA DESCRIPCION DETALLADA DE LOS EFECTOS OBSERVADOS EN TERMINOS GEOLOGICOS. TAMBIEN DEBERA MENCIONAR LA ROCA DEFECTUOSA EN TERMINOS DE TUNELEO, COMO POR EJEMPLO: ROCA EN BLOQUE, JUNTEADA, ROCA QUE SE COMPRIME O EXPANDE.”

INQUIETUD DE TERZAGHI??

INQUIETUD DE TERZAGHI?


DE TERZAGHI DEFINE LOS TERMINOS DE TUNELEO COMO SIGUE:

ROCA INALTERADA, no tiene fisuras ni ramales. Por lo tanto, cuando se rompe, lo hace a través de la roca sana. Debido al daño que se hace a la roca con el uso de explosivos, pueden caer del techo desgajes de roca varias horas o varios dias despues de la voladura. Esta condición se llama desprendido. La roca dura, inalterada, también puede verse afectada por chasquidos, lo que implica la separación espontánea y violenta de láminas de roca de las paredes o del techo.

ROCA ESTRATIFICADA, esta constituída por capas unitarias con pocas o ninguna resistencia a la separación a lo largo del plano limítrofe entre estratos. La capa puede haberse debilitado o no debido a fracturas transversales. Los desprendimientos son comunes en este tipo de rocas.

ROCA MEDIANAMENTE FISURADA, tiene fisuras y ramaleos pero los bloques entre las juntas están soldados o tan intimamente embonados que las paredes verticales no necesitan refuerzo. En rocas de este tipo, se puede encontrar a la vez el desprendimiento y el chasquido.



ROCA AGRIETADA EN BLOQUES, es una roca químicamente inalterada o casi inalterada, cuyos fragmentos se encuentran totalmente separados unos de otros y no embonan. Esta clase de rocas puede necesitar además laterales en las paredes.

ROCA TRITURADA, pero químicamente sana tiene la apariencia de ser un producto de trituradora. Si los fragmentos, en su mayoría o todos son del tamaño de arena y no ha habido recementación, la roca triturada que esta abajo del nivel de las aguas freáticas tienen las propiedades de una arena saturada.

ROCA COMPRIMIDA, avanza lentamente en el túnel sin aumento perceptible de volumen. Un prerequisito de compresión es un porcentaje elevado de partículas microscópicas o submicrocópicas de micas o de minerales arcillosos de poca expansibilidad.

ROCA EXPANSIVA, avanza básicamente en el túnel debido a su propia expansión. La capacidad de esponjamiento parece estar limitada a las rocas que contienen minerales arcillosos como la montmorillonita, con una alta capacidad de expandirse.

DIAGRAMA DE CARGA DE ROCA SOBRE UN

TUNEL (TERZAGHI,1946)

DIAGRAMA DE CARGA DE ROCA SOBRE

UN TUNEL (TERZAGHI,1946)


DE TERZAGHI EL CONCEPTO USADO POR TERZAGHI REPRESENTA EL

MOVIMIENTO DE ROCA SUELTA HACIA EL TUNEL.

Durante la construcción del Túnel habrá algun rejalamiento de la cohesion de la formación rocosa arriba y en los lados del túnel.

La rocas suelta dentro del área a c d b tendera a interrumpir en el túnel.

A este esfuerzo se opondran fuerzas de fricción a lo largo de los límites laterales a c y b d y estas fuerzas de fricción transfieren la parte más importante del peso de la carga de roca W al material de los lados del túnel.

El techo y los lados del túnel no tienen que soportar más que elresto de la carga que equivale a una altura Hp.

El ancho B1 de la zona de la roca donde existe movimiento, dependerá de las caracteristicas de la roca y de las dimensiones Ht y B del túnel.

TERZAGHI REALIZO MUCHAS PRUEBAS EN MAQUETAS, UTILIZANDO ARENA SIN COHESION PARA ESTUDIAR LA FORMA DE LO QUE EL LLAMABA EL “ARCO DEL SUELO” ENCIMA DEL TUNEL.

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS TERZAGHI

CLASIFICA LOS TERRENO EN 9 TIPOS ATENDIENDO ESENCIALMENTE A LAS CONDICIONES DE FRACTURACION EN LAS ROCAS Y A LA COHESION O EXPANSIVIDAD EN LOS SUELOS.

Considera la disposicion de la estratificación respecto al túnel en la previsión de desprendimientos que se resumen en tres normas especificas:

Con estratificación vertical el techo sera estable en general, pero se puedne producir caidas de bloques en una altura de 0.25 B (B es el ancho del túnel).

Con estratificación horizontal de gran potencia y con pocas juntas, la la excavación sera estable sin roturas.

Con estratificación horizontal de pequeña potencia y/o gran cantidad de juntas, en el techo se desarrollarán roturas, formándose un arco apuntándo sobre el túnel, con anchura la de este y altura la mitad de la dimensión anterior. Este proceso es progresivo y se detendrá si se coloca rápidamente un sostenimiento.

LO VALORES DE TERZAGHI SON DE APLICACIÓN PARA DIMENSIONES DE SOSTENIMIENTOS CLASICOS CERCHA Y HORMIGON, QUE SE CONSIDERAN CONSERVADORES PARA ROCAS DE BUENA CALIDAD Y SU CAMPO DE APLICACIÓN ES PARA TUNELES DE TAMAÑO MEDIO DEL ORDEN DE 8 METROS.

CLASIFICACION DE TERZAGHI (1946)

ESTADO DE LA ROCA CARGA DE ROCA Hp

(pies) OBSERVACIONES

DURA Y MASIVA CERO Sólo se necesita refuerzo escaso si hay

desprendimiento o chasquido

DURA PERO ESTRATIFICADA O

ESQUISTOSA 0 a 0.5 B Refuerzo escaso más que nada como

protección contra desprendimientos

La carga puede cambiar en forma errática de

un punto a otro. MASIVA, LIGERAMENTE

FISURADA 0 a 0.25 B

MEDIANAMENTE FRACTURADA

EN BLOQUES ALGO ABIERTOS 0.25 B a 0.35 (B + Ht) No hay presión lateral.

MUY FRACTURADA EN BLOQUES

Y LAS FRACTURAS ABIERTAS (0.35 a 1.10) (B + Ht) Poca o ninguna presión lateral.

TOTALMENTE TRITURADAS

PERO QUIMICAMENTE

INALTERADA

1.10 (B + Ht)

Presiones laterales considerables. Los

efectos de las infiltraciones hacia el piso del

túnel requieren apoyo contínuo para las

partes bajas de los marcos o bien marco

circulares.

ROCA COMPRIMIDA

PROFUNIDIDAD MODERADA (1.10 a 2.20)(B + Ht) Considerable presión lateral. Se requiere

plantilla apuntalada. Es preferible usar

marcos circulares. ROCA COMPRIMIDA A GRAN

PROFUNDIDAD (2.10 a 4.50)(B + Ht)

ROCA EXPANSIVA

Hasta 250 pies,

independientemente del

valor (B + Ht)

Marcos circulares indispensables. En casos

extremos, usese refuerzo elástico.

CLASIFICACION DE TERZAGHI (1946)

CLA

SE TERRENO

TIPO DE

TERRENO

CARGA DE ROCA Hp (m) OBSERVACIONES

INICIAL FINAL

1 ROCA DURA Y SANA CERO CERO Revestimiento solo si hay caida de bloques.

2 ROCA

DURA.

ESTRATIFICADA O

ESQUISTOSA

...... ------------- Depende de buzamiento. Caida de bloques

probable.

3 ROCA

MASIVA.

MODERADAMENTE

DIACLASADA.

---------- 0 a 0.25 B Caida de bloques probable. Empuje lateral si

hay estaratos inclinados.

4 ROCA

MODERADAMENTE

FRACTURADA.

BLOQUES Y LAJAS

---------- 0.25 B a 0.35 (B +

Ht)

Necesita entibación rápida. Empuje lateral

pequeño.

5 ROCA MUY FRACTURADA --------- (0.35 a 1.10) (B +

Ht)

Entibación inmediata. Empuje lateral

pequeño.

6 ROCA COMPLETAMENTE

FRACTURADA PERO SIN

METEORIZACION ---------- 1.10 (B + Ht)

Entibación continua. Empuje lateral

cosiderable.

6´ GRAVA

ARENA DENSA

0.54 a 1.2

(B+H) 0.62 a 1.38 (B+H)

Los valores mas altos corresponden a

grandes deformaciones que aflojan el terreno.

6” GRAVA

ARENA SUELTA

0.94 a 1.2

(B+H) 1.08 a 1.38 (B+H) Empuje lateral. Ph=3.0 y (Hr Ho,5H)

7 SUELO

COHESIVO

PROFUNDIDAD

MODERADA 1.1 a 2.1 (B+H) Fuerte empuje lateral.

8 SUELO

COHESIVO

PROFUNDIDAD

GRANDE 2.1 A 4.5 (B+H) Entibación contínua con cierre en la base

9 SUELO O

ROCA

EXPANSIVA EXPANSIVO

Hasta 80 m. Sea

cual sea (B+H)

Entibación contínua y circular (y deformable

en casos extremos)

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y LAUFFER STINI, EN SU MANUAL DE GEOLOGIA DE TUNELES PROPUSO UNA

CLASIFICACIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS (1958) Y COMENTO MUCHAS DE LAS CONDICIONES ADVERSAS QUE PUEDEN ENCONTRASE EN A CONSTRUCCION DE TUNELES. INSISTIO SOBRE LA IMPORTANCIA DE LOS DEFECTOS ESTRUCTURALES DE LA ROCA Y DESACONSEJO QUE SE EXCAVARA PARALEO AL RUMBO DE DISCONTINUIDADES MUY INCLINADAS.

MIENTRAS QUE TERZAGHI Y STINI ESTUDIABAN LA INESTABILIDAD EN RELACION CON EL TIEMPO EN LOS TUNELES, FUE LAUFFER QUIEN LLAMO LA ATENCION SOBRE LA IMPORTANCIA DEL TIEMPO QUE PERMANECIAN ESTABLES LAS EXCAVACIONES EN DIFERENTES TIPOS DE ROCA, INCLUSO EN MINAS ABANDONADAS.

EL TIEMPO DE SOSTEN ES EL LAPSO DURANTE EL CUAL UNA EXCAVACION SERA CAPAZ DE MANTENERSE ABIERTA SIN ADEME, MIENTRAS QUE EL CLARO ACTIVO ES EL CLARO SIN ADEME MAS GRANDE EN EL TUNEL ENTRE EL FRENTE Y LOS REFUERZOS.

LAUFFER PENSO QUE EL TIEMPO SE SOSTEN ES UN CLARO ACTIVO CUALQUIERA ESTA RELACIONADO CON LAS CARACTERISTICAS DE LA ROCA

EL TRABAJO DE STINIY LAUFFER QUE SE PUBLICO EN ALEMAN HA DESPERTADO POCO INTERES EN EL MEDIO DE HABLA INGLESA. SIN EMBARGO HA TENIDO UNA INFLUENCIA DTERMINANTE EN LOS SISTEMAS DE CLASIFICACION MAS RECIENTES COMOLOS QUE PROPUSIERON BREKKE Y HOWARD Y BIENIAWSKI.

LA CLASIFICACION ORIGINAL FUE MODIFICADA TAMBIEN POR PACHER et al. (1974) QUE AHORA FORMA PARTE DE LA PROPUESTA GENERAL DE TUNELERIA CONOCIDA COMO EL METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA.

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y LAUFFER

< S

> S

RELACION ENTRE LA LONGITUD LIBRE Y EL TIEMPO

NECESARIO PARA SOSTENIMIENTO (LAUFFER)

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y

LAUFFER

TIPO LONGITUD

LIBRE

TIEMPO

ESTABLE DESCRIPCION

A 4 m. 20 AÑOS SANA

B 4 m. 6 MESES ALGO

FRACTURADA

C 3 m. 1 SEMANA FRACTURADA

D 1.5 m. 5 HORAS FRIABLE

E 0.8 m. 20 MINUTOS MUY FRIABLE

F 0.4 m. 2 MINUTOS DE EMPUJE

INMEDIATO

G 0.15 m. 10 SEGUNDOS

DE EMPUJE

INMEDIATO

FUERTE

SEGÚN LAUFFER, EL TIPO A NO NECESITA SOSTENIMIENTO, LOS TIPOS B Y

C NECESITAN SOSTENIMIENTO DE TECHO, EL TIPO D REQUIERE CERCHAS

LIGERAS, EL TIPO E CERCHAS PESADAS, Y LOS TIPOS F Y G REQUIEREN

SOSTENIMIENTO PESADO INMEDIATO EN EL FRENTE.

INDICE DE DESIGNACION DE LA CALIDAD

DE LA ROCA (R.Q.D.) DESARROLLADO POR DEERE EN 1967.

SE DESARROLLO PARA PROVEER UN ESTIMADO CUANTITATIVO DE LA CALIDAD DE LA MASA ROCOSA, A PARTIR DE LOS TESTIGOS DE PERFORACION DIAMANTINA.

EL RQD ES DEFINIDO COMO PORCENTAJES DE PIEZAS DE TESTIGOS INTACTOS MAYORES DE 100 mm (4 PULGADAS) EN LA LONGITUD DEL TESTIGO.

EL TESTIGO DEBERA TENER POR LO MENOS UN TAMAÑO NX (54.7 mm O 2.15 PULGADAS DE DIAMETRO) Y DEBERA SER PERFORADO CON UN CILINDRO DE DOBLE TUBO DE PERFORACION.

PALMSTRON (1982) SUGIRIO QUE, CUANDO NO SE TIENE TESTIGOS DE PERFORACION PERO LAS TRAZAS DE LAS DISCONTINUIDADES SON VISIBLES EN AFLORAMIENTOS SUPERFICIALES O EN SOCAVONES EXPLORATORIOS, EL RQD PUEDE SER ESTIMADO A PARTIR DEL NUMERO DE DISCONTINUIDADES POR UNIDAD DE VOLUMEN.

LA REALACION SUGERIDA PARA MASAS ROCOSAS LIBRES DE ARCILLA ES: RQD = 115 – 3.3 Jv

DONDE Jv ES LA SUMA DEL NUMERO DE DISCONTINUIDADES POR UNIDAD DE LONGITUD DE TODAS LAS FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES, CONOCIDO COMO EL CONTEO VOLUMETRICO DE DISCONTINUIDADES.


DE LA ROCA (R.Q.D.) (Jv)

PARA REALIZAR EL CALCULO DEL RQD TAMBIEN SE PUEDE

UTILIZAR EL CONTEO O COMPUTO VOLUMETRICO (CANTERAS)

El cómputo volumétrico de diaclasamiento es la suma del número de

diaclasas por metro para cada familia de diaclasas. Se selecciona la

cara de un talud así como para la determinación del índice del tamaño

del bloque. Para cada familia de diaclasas se calculan los

espaciamientos promedio verdaderos de las diaclasas en dicha familia

a partir del número de diaclasas que se encuentran sobre una

distancia específica medida normal a la familia. El conteo volumétrico

de diaclasas es la suma del número de diaclasas por unidad de

longitud para todas las familias. Por ejemplo,

Familia 1 : 6 diaclasas en 20 m




Cómputo volumétrico de diaclasas:

6/20 + 2/10 + 20/10 + 20/5 = 0.3 + 0.2 + 2.0 + 4.0 = 6.5 diaclasas / m3


DE LA ROCA (R.Q.D.)

PARA REALIZAR EL CALCULO DEL RQD CUANDO NO SE TIENE

TESTIGOS DE PERFORACION SE PUEDE REALIZAR DE UTILIZANDO

FORMULAS EMPIRICAS COMO:

RQD = 100 x e (0.1 + 1)

DONDE:

= Numero de discontinuidades por metro lineal

Ejemplo:

Numero de discontinuidades = 228

Longitud de la línea = 24

Entonces = 228/24 = 9.50 disc/m.

RQD = 100 x e (0.1x 9.50 + 1)

RQD = 75.42 = 75%

-0.1(9.50)

-0.1( )


DE LA ROCA (R.Q.D.)

INDICE DE DESIGNACION DE LA

CALIDAD DE LA ROCA (R.Q.D.)


DE LA ROCA (R.Q.D.) EL RQD ES UN PARAMETRO DIRECCIONALMENTE DEPENDIENTE Y

SU VALOR PUEDE CAMBIAR SIGNIFICATIVAMENTE, DEPENDIENDO SOBRE TODO DE LA ORIENTACION DEL TALADRO.

EL USO DEL CONTEO VOLUMETRICO DE DISCONTINUIDADES PUEDE SER MUY UTIL EN LA REDUCCION DE ESTA DEPENDENCIA DIRECCIONAL.

HAY QUE TENER MUY PRESENTE IDENTIFICAR LAS DISCONTINUIDADES NATURALES DE LAS FRACTURAS CAUSADAS POR LA PERFORACION PARA QUE SEAN IGNORADAS.

EL RQD DE DEERE SE USA EN NORTEAMERICA DESDE LOS ULTIMOS 25 AÑOS.

MUCHOS HAN INTENTADO RELACIONAR EL RQD A LOS FACTORES DE CARGA ROCOSA DE TERZAGHI Y A LOS REQUERIMIENTOS DEL EMPERNADO DE TUNELES. CORDING Y DEERE (1972), MERROT (1972) Y DEERE AND DEERE (1988).

SE DICE QUE EL ESPACIAMIENTO ENTRE LAS FRACTURAS DECRECE CON EL INCREMENTO DE LA METEORIZACIÓN, POR LO QUE EL R Q D CRECERÍA. ¿ Y EL DETERIORO DEL MACIZO?


DE LA ROCA (R.Q.D.)

DETERIORO DEL MACIZO ROCOSO.

Para la valoración del grado de deterioro de los macizos rocosos, son

empleados diferentes criterios que se sustentan en distintos

parámetros; por ejemplo: grado de decoloración, grado de

descomposición química y física , relación roca – suelo, los que

pueden ser obtenidos de estudios visuales y pérdida de resistencia de

la roca, disminución de su modulo de elasticidad, incremento de la

porosidad, disminución de la densidad y variación del R Q D, los que

se determinan experimentalmente.

Para valorar la pérdida de resistencia se puede utilizar el Coeficiente

de Tesura que indica la disminución de la resistencia de la roca ( por la

erosión, disolubilidad, etc) en un determinado intervalo de tiempo:

Kt = Rc – Rc1 Rc1

Rc- Limite de resistencia a compresión de la roca inmediatamente

después de su denudamiento

Rc1- Limite de resistencia a la compresión al cabo de un tiempo dado .

SOSTENIMIENTO MEDIANTE EL USO

DEL RQD Y ANCHO DEL TUNEL (PIES)

EXTRACCIÓN DE LOS TESTIGOS

TOMA DE MUESTRAS

VALORACION DE LA ESTRUCTURA ROCOSA R.S.R.

POR WICKHAM (1972)

WICKHAM, UTILIZO PARA EL DESARROLLO DE ESTE SISTEMA SU EXPERINCIA PERO TUNELES RELATIVAMENTE PEQUEÑOS SOSTENIDOS POR MEDIO DE ARCOS METALICOS (CERCHAS), AUNQUE FUE ESTE SISTEMA EL PRIMERO EN HACER REFERENCIA AL SHOTCRETE COMO SOSTENIMIENTO.

ESTE SISTEMA DEMUESTRA LA LOGICA INVOLUCRADA EN EL DESARROLLO DE UN SISTEMA DE CLASIFICACION DEL MACIZO ROCOSO CUASI-CUANTITATIVO Y LA UTILIZACION DEL INDICE RESULTANTE PARA ESTIMAR EL SOSTENIMIENTO.

LA IMPORTANCIA DEL SISTEMA RSR, ES QUE INTRODUCE EL CONCEPTO DE VALORACION DE CADA UNO DE LOS COMPONENTES DE ACUERDO A UN VALOR NUMERICO:

RSR = A + B + C

INQUIETUD DE WICKHAN

../../../../CICLO%202005-II/EXPOSICIONES%20PWP%202005-II/MINA%20COBRIZA.mpg


POR WICKHAM (1972)

LOS PARAMETROS A , B Y C SON LOS SIGUIENTES:

PARAMETRO A; GEOLOGIA: APRECIACION GENERAL DE LA ESTRUCTURA GEOLOGICA EN BASE A:

a) Origen del tipo de roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria).

b) Dureza de la roca (dura, mediana, suave, descompuesta).

c) Estructura geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada.

PARAMETRO B; GEOMETRIA: EFECTO DEL ARREGLO DE LAS DISCONTINUIDADES CON RESPECTO A LA DIRECCION DE AVANCE DEL TUNEL, EN BASE A:

a) Espaciamiento de las discontiunidades.

b) Orientación de las dscontinuidades (rumbo y buzamiento).

c) Dirección del avance del túnel.

PARAMETRO C; EFECTO DEL FLUJO DE AGUA SUBTERRANEA Y DE LA CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES, EN BASE A:

a) Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados.

b) Condición de las dscontinuidades (Bueno, regular, pobre).

c) Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).

NOTE QUE LA CLASIFICACION RSR UTILIZA UNIDADES IMPERIALES

PARAMETRO A: GEOLOGIA GENERAL DEL AREA

TIPO DE ROCA BASICO

DUR

O MEDIO SUAVE DESCOMP. ESTRUCTURA GEOLOGICA

IGNEO 1 2 3 4

MASIV

A

LIGERAMEN.

PLEGADA O

FALLADA

MODERAD

PLEGADA

O

FALLADA

INTENSA

MENTE

PLEGADA

O

FALLADA

METAMORFICO 1 2 3 4

SEDIMENTARIO 2 3 4 4

TIPO 1 30 22 15 9

TIPO 2 27 20 13 8

TIPO 3 24 18 12 7

TIPO 4 19 15 10 6

PARAMETRO B: MODELO DE DISCONTINUIDADES

ESPACIAMIENTO

PROMEDIO DE LAS

DIACLASAS O JUNTAS

RUMBO PERPENDICULAR AL EJE RUMBO PARALELO AL EJE

DIRECCION DE AVANCE DIRECCION DE AVANCE

AMBOS CON EL

BUZAMIENTO

CONTRA EL

BUZAMIENTO CUALQUIER DIRECCION

BUZAMIENTO DE LAS DIACLASAS

IMPORTANTES*

BUZAMIENTO DE LAS

DIACLASAS

IMPORTANTES

BAJO MEDIANO ALTO MEDIANO ALTO BAJO MEDIANO ALTO

1.DIACLASADO MUY CERCANO,

<2 9 11 13 10 12 9 9 7

2.DIACLASADO CERCANO, 2-6

PULG. 13 16 19 15 17 14 14 11

3.DIACLASADO MODERADO, 6-12 23 24 28 19 22 23 23 19

4.MODERADO A BLOQUEADO 1-2

PIES 30 32 36 25 28 30 28 24

5. BLOQUEADO A MASIVO, 2-4

PIES 36 38 40 33 35 36 24 28

6. MASIVO, > 4 PIES 40 43 45 37 40 40 38 34

* BUZAMIENTO: BAJO: 0-20°, Y VERTICAL: 50-90°

PARAMETRO C: AGUA SUBTERRANEA,

CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES

FLUJO DE AGUA ANTICIPADO

gpm/1000 PIES DE TUNEL

SUMA DE PARAMETROS A + B

13 - 14 45 - 75

CONDICION DE JUNTAS *

BUENO REGULAR MALO BUENO REGULAR MALO

NINGUNO 22 18 12 25 22 18

LIGERO, < 200 gpm 19 15 9 23 19 14

MODERADO, 200 – 1000 gpm 15 22 7 21 16 12

SEVERO, > 1000 gpm 10 8 6 18 14 10

* CONDICION DE JUNTAS: BUENO = AJUSTADO; REGULAR = LIGERAMENTE

INTEMPERIZADA O ALTERADA; MALO = SEVERAMENTE INTEMPERIZADO, LTERADO O

ABIERTO.

ESTIMADOS DEL SOSTENIMIENTO RSR

PARA TUNEL CIRCULAR DE 24 PIES (7.3 m)

DIAMETRO. WICKHAM, 1972


POR WICKHAM (1972)

EN FUNCION A DESARROLLAR UNA RELACION ENTRE RSR Y EL SOPORTE DEL TUNEL NACE EL CONCEPTO DE UN ESTÁNDAR DATUM SUPPORT (SDS)

ESTE SDS ESTA IDENTIFICADO POR UNA CIMBRA DE ACERO, CUYAS MEDIDAS EN SU SECCION TRANSVERSAL Y LONGITUD DEL ESPACIAMIENTO ENTRE EJES EN SU INSTALACION TIENEN LA CAPACIDAD DE SOPORTR UNA CARGA PATRON, IGUAL AL PESO DE UNA COLUMNA DE ARENA SUELTA Y SATURADA CON AGUA BAJO UNA NAPA FREATICA.

EL AREA QUE OCUPA ESTA COLUMNA SE SITUA EN LA PROYECCION SUPERIOR DEL ANCHO DEL TUNEL HASTA LA SUPERFICIE Y ESTA SE DA POR LA ECUACION EMPIRICA DE TERZAGHI.

Hp = 1.38 (B + H)

Donde:

Hp = Carga (m)

B = Ancho del túnel (m)

H = Altura del túnel (m)


POR WICKHAM (1972)

PARA UN DETERMINADO DIAMETRO DE TUNEL Y FIJADAS LAS

CARACTERISTICAS DE LA SECCION TRANSVERSAL DE LA CIMBRA DE

ACERO POR UNA SIMPLE RELACION DE CALCULO SE PUEDE DETERMNAR

EL ESPACIAMIENTO ENTRE CIMBRAS NECESARIAS PARA SOPORTAR LA

CARGA REFERENCIAL NORMALIZADA.

A ESTA RELACIONE SE DENOMINA RIB RATIO (RR) Y PUEDE SER USADA

PARA COMPARAR EL ACTUAL ESPACIAMIENTO FIJADO, CON EL

ESPACIAMIENTO FIJADO POR LA NORMA DE CARGUIO REFERENCIAL.

RR = SDS x 100/Espaciemiento real fijado

EN EL GRAFIO SIGUIENTE, CONOCIDO EL VALOR RSR, SE PUEDE

DETERMINAR EL VALOR RR Y CON ESTE SE DETERMINA LA CIMBRA DE

ACERO REQUERIDA PARA UN DIAMETRO O ANCHO DE TUNEL DADO.

ESTA RELACION LA DETERMINO WICKHAM, DISEÑANDO DIAGRAMAS PARA

PREDECIR EL SOPORTE EN LOS TUNELES.

LA RELACION DEL GRAFICO NOS PERMITE DESARROLLAR LA SIGUIENTE

ECUACION EMPIRICA, DONDE PUEDE PREDECIRSE EL EMPUJE DE ROCA

(WR), POR CONOCIMIENTO DEL RSR Y LAS MEDIDAS DEL TUNEL ECAVADO

EN METROS:

WR = 26 (B + H)[(8800/RSR+30) - 80] en Kg/cm²

CORRELACION ENTRE VALORES R.R. Y R.S.R.

DETERMINANTES PARA LA CALIFICACION DEL TIPO DE

SOPORTE

LA CURVA EMPIRICA PROVIENE DE UNA MEDIA ESTADISTICA DE TODOS LOS PUNTOS

CONSIDERADOS POR WIKCHAM.

(RR + 80) (RSR + 30) = 8800

CLASIFICACION CSIR

SOUTH AFRICAN COUNCIL FOR

SCIENTIFIC AND INDUSTRIAL

RESEARCH

(CONSEJO DE SUDAFRICA DEL SUR

PARA LA INVESTIGACION CIENTIFICA E

INDUSTRIA)

CLASIFICACION CSIR DE LOS

MACIZOS ROCOSOS FISURADOS • Se dice que “errar es humano” (Alexander Pope, 1688-1744) y que “Los

científicos e ingenieros aprenden de sus errores” (Henry Petroski,

1991) pero llega un momento en que debemos revisar nuestros errores y

efectuar las correcciones necesarias para evitarlos en el futuro.

“ Por mi parte, he recopilado una cantidad

significativa de material que demuestra que los mitos

(o errores de concepto) todavía persisten cuando

se usan las clasificaciones geomecánicas y me

gustaría ofrecer algunas soluciones que emergieron

a lo largo de los 10 años que pasaron entre mis dos

Doctor Honoris Causa y que siguen desarrollándose .

Richard Z. Bieniaswki , junio 2011


MACIZOS ROCOSOS FISURADOS ES NECESARIO UNA COMBINACION DE LOS FACTORES COMO

EL RQD Y LA INFLUENCIA DE RELLENOS ARCILLOSOS Y DELA METEORIZACION.

ES AQUÍ CUANDO APARECE BIENIAWSKI (1974), QUE TRABAJANDO PARA EL CSIR PROPUSO UNA CLASIFICACION DE ESTE TIPO.

PROPONE:

1. “DIVIDIR EL MACIZO EN GRUPOS DE COMPORTAMIENTO PARECIDO

2. PROPORCIONAR UNA BUENA BASE PARA LA COMPRENSION DE LAS CARACTERISTICAS DEL MACIZO.

3. FACILITAR LA PLANEACION Y EL DISEÑO DE ESTRUCTURAS EN LA ROCA AL PROPORCIOAR DATOS CUANTITATIVOS QUE NECESITAN PARA LA SOLUCION DE PROBLEMAS DE INGENIERIA.

4. PROPORCIONAR UNA BASE COMUN DE COMUNICACIÓN EFECTIVA PARA TODAS LAS PERSONAS INTERESADAS EN UN PROBLEMA DE GEOMECANICA”


MACIZOS ROCOSOS FISURADOS ESTE PROPOSITO SE LOGRARIA SI LA CLASIFICACION:

1. “ES SENCILLA Y SIGNIFICATIVA EN SUS TERMINOS; Y

2. SE APOYE EN PARAMETROS QUE SE DEJEN MEDIR Y PUEDAN ESTABLECERSE EN EL CAMPO DE MANERA RAPIDA Y ECONOMICA”.

PARA CUMPLIR ESTOS REQUISITOS, BIENIASWSKI PROPUSO ORIGINALMENTE QUE SU “CLASIFICACION GEOMECANICA” COMPRENDIERA LOS SIGUIENTES PARAMETROS:

1. RQD (INDICE DE CALIDAD DE LA ROCA)

2. GRADO DE METEORIZACION.

3. RESISTENCIA A LA COMPRESION UNIAXIAL DE LA ROCA INALTERADA.

4. DISTANCIA ENTRE SI DE FISURAS Y ESTRATIFICACION.

5. ORIENTACION DEL RUMBO Y EL ECHADO.

6. SEPARACION DE LAS FISURAS.

7. CONTINUIDAD DE LAS FISURAS

8. INFILTRACION DE AGUAS SUBTERRANEAS.

CLASIFICACION CSIR DE LOS MACIZOS

ROCOSOS FISURADOS

DESPUES DE LOGRAR ALGO DE EXPERIENCIA EN LA APLICACIÓN

PRACTICA DE LA CLASIFICACION GEOMECANICA (CSIR) ORIGINAL

BIENIAWSKI (1976) MODIFICO SU SISTEMA, ELIMNANDO EL GRADO

DE METEORIZACION COMO PARAMETRO SEPARADO, YA QUE SU

EFECTO ESTA TOMADO EN CUENTA EN LA RESISTENCIA A LA

COMPRESION UNIAXIAL E INCLUYENDO LA SEPARACION Y LA

CONTINUIDAD DE LAS FISURAS EN UN NUEVO PARAMETRO: EL

ESTADO DE LAS FISURAS.

ELIMINO LOS PARAMETROS BASICOS COMO LA ORIENTACION DEL

RUMBO Y EL ECHADO YSUS EFECTOS SE TOMAN EN CUENTA CON

EL AJUSTE A LA CLASIFICACION DESPUES DE EVALUAR LOS

PARAMETROS BASICOS.

FINALMENTE LOS 5 PARAMETROS BASICOS DE LA CLASIFICIACION

QUEDARON COMO SIGUE:

CLASIFICACION CSIR DE LOS MACIZOS ROCOSOS FISURADOS

1. RESISTENCIA DE LA ROCA INALTERADA

Bieniawski emplea la clasificacion de la resistencia a la compresión uniaxial de la roca que propone Deere y Miller (1966). Como alternativa se podra utilizar la “Clasificacion de carga puntual”, para cualquier tipo de roca excepto la muy frágil.

2. RQD (Indice de calidad de la roca según Deere).

3. ESPACIAMIENTO DE FISURAS

Fisuras se utiliza para toda clase de discontinuidades: fisuras, planos de estartificacion y otros. De nuevo Bieniawski utiliza la clasificación propuesta por Deere.

4. EL ESTADO DE LAS FISURAS

Este parámetro toma en cuenta la separación o abertura de las fisuras, su continuidad, la rugosidad de la superficie, el estado de las paredes (duras o blandas) y la presencia de relleno en las fisuras.

5. CONDICIONES DE AGUA SUBTERRÁNEA

Se hace un intento de medir la influencia del flujo de aguas subterráneas sobre la estabilidad de excavaciones en términos del caudal observado que penetra en la excavación y de la relación que existe entre la presión del agua en las fisuras y el esfuerzo general principal, o con alguna observación cualitativa relacionada con el agua subterránea.

CLASIFICACION DE LA RESISTENCIA DE

ROCA INALTERADA DE DEERE Y MILLER

DESCRIPCION

RESISTENCIA A LA COMPRESION

UNIAXIAL EJEMPLOS DE ROCA

CARACTERISTICA Lfb/pulg² Kgf/cm² MPa

RESISTENCIA MUY

BAJA 150 – 3500 10 – 250 1 – 25 Yeso, sal de roca

RESISTENCIA BAJA 3500 – 7500 250 – 500 25 – 50 Carbón, limolita,

esquisto

RESISTENCIA MEDIA 7500 – 15000 500 – 1000 50 – 100 Arenisca, pizarra, lutita

RESISTENCIA ALTA 15000 – 30000 1000 – 2000 100 – 200 Mármol, granito, gneiss

RESISTENCIA MUY

ALTA > 30000 > 2000 > 200

Cuarcita, dolerita,

gabro, basalto.

CLASIFICACION DEL ESPACIAMIENTO DE

FISURAS DE DEERE

DESCRIPCION ESPARCIMIENTO DE FISURAS APRECIACION

DE LA ROCA

MUY SEPARADO > 3 m > 10 pie SOLIDA

SEPARADO 1 m a 3 m. 3 pie a 10 pie MASIVA

MEDIANAMENTE

CERCA 0.3 m a 1 m. 1 pie a 3 pie

BLOQUES

JUNTEADOS

CERCA 50 mm a 300

mm 2 pulg a 1 pie FRACTURADA

MUY CERCA < 50 mm < 2 pulg TRITURADA Y

MOLIDA

SISTEMA DE CLASIFICACION DE

BIENIAWSKI (1989)

ORIENTACION DE LAS DIACLASAS

CORRECCION POR ORIENTACION DE LAS DIACLASAS

CLASIFICACION DE BIENIAWSKI

CARACTERISTICAS DEL SOSTENIMIENTO

PAUTAS PARA LA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE UN TUNEL

DE 10 m DE ANCHO DE ACUERDO AL SISTEMA RMR

CLASE DE

MASA

ROCOSA

EXCAVACION

PERNOS DE ROCA (20 mm

DE COMPLETAMENTE

INYECTADOS

SHOTCRETE CIMBRAS

I . ROCA MUY

BUENA

RMR: 81 – 100

FRENTE COMPLETO, 3 m DE

AVANCE

Generalmente no se requiere nigun sostenimiento excepto pernos

esporádicos

II. ROCA

BUENA

RMR: 61 – 80

FEENTE COMPLETO, 1- 1.5 m

DE AVANCE. SOSTENIMIENTO

COMPLETO A 20 m DEL

FRENTE

Localmente pernos de 3 m

en la corona, espaciados a

2.5 m con malla de alambre

ocasionalmente

50 mm en la

corona, donde

sea requerido

Ninguno

III. ROCA

REGULAR

RMR: 41 – 60

Socavón en el tope y banqueo 1.5

– 3 m de avance en el socavón.

Iniciar el sostenimiento después

de cada voladura

Pernos sistemáticos de 4 m

de longitud, espaciados 1.5 –

2.0 m en la corona y en las

paredes, con malla de

alambres en la corona.

50 – 100 mm en

la corona y 30

mm en las

paredes.

Ninguno

IV. ROCA

MALA

RMR: 21 – 40


– 1.5 m de avance en el socavón.

Instalar el sostenimiento con el

avance de la excavación 10 m del

frente de avance

Pernos sistemáticos de 4.5

m de longitud espaciados a 1

– 1.5 m en la corona y en las

paredes con malla de

alambres

100-150 mm en

la corona y 100

mm en las

paredes.

Arcos ligeros a

medianos espaciados a

1.5 m donde sean

necesarios.

V. ROCA MUY

MALA

RMR: < 20

Galerías múltiples, 0.5 – 1.0 m de

avance en el socavón de tope.


avance de la excavación.

Shotcrete tan pronto como sea

posible después de la voladura

Pernos sistemáticos de 5 – 6

m de longitud espaciados 1 –


paredes. Pernos en el piso.

150-200 mm en

la corona, 150

mm en las

paredes y 50 mm

en el frente

Arcos medianos a

pesados espaciados a

0.75 m con encostillado

de acero y

marchavantis de ser

necesario cerrar la

sección (Invert)

MITOS FRECUENTES EN LAS

CLASIFICACIONES GEOMECANICAS

PROF. RICHARD Z.T. BIENIAWSKI (JUNIO, 2011)



BIENIAWSKI (JUNIO, 2011)



72

MITO Nº1 LOS TÚNELES PUEDEN DISEÑARSE USANDO BIEN

LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS, BIEN LOS

MODELOS NUMÉRICOS, O BIEN A PARTIR DE LOS

DATOS DE LA INSTRUMENTACIÓN.

•No es cierto. Hacerlo así es un grave error.

MITO Nº1

LOS TÚNELES PUEDEN DISEÑARSE USANDO BIEN LAS

CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS, BIEN LOS MODELOS NUMÉRICOS,

O BIEN A PARTIR DE LOS DATOS DE LA INSTRUMENTACIÓN.

No es cierto. Hacerlo así es un grave error

Este mito se refiere al diseño de túneles en general, que implica

tres formas de aproximarse al problema que deberían ir de la

mano para formar parte de un único proceso de diseño de

ingeniería, como por ejemplo la Metodología de Bieniawski (1992)

Metodología de

Diseño y principios

de Ingeniería de

Rocas Bieniawski

(1992)

MITO Nº1





•Es primordial evitar elegir un único método de diseño,

justificándolo con no teníamos el tiempo y el dinero” para afrontar

la aproximación correcta.

Los tres métodos señalados son: el Empírico (por ejemplo la

clasificación RMR o la Q), el Analítico (por ejemplo, las

soluciones concretas que se obtienen en los modelos

numéricos de ordenador), y el Observacional (por ejemplo, las

mediciones MONITOREOS que se realizan durante la

construcción o el Nuevo Método Austriaco NMA)

MITO Nº1





Es asombroso ver cómo en muchas publicaciones se han escrito

argumentos en contra de las Clasificaciones Geomecánicas como

método exclusivo para el diseño de túneles, y sin embargo

¡nunca pretendí esta exclusividad cuando desarrollé el índice

RMR hace 38 años! Siempre he enfatizado que las

clasificaciones geomecánicas deben usarse en conjunto con los

otros dos métodos de aproximación. Por el mismo argumento

estas no deben desestimarse en el proceso de diseño pues

juegan un papel crucial en la caracterización de macizos rocosos,

que es servir de puente entre las descripciones geológicas

cualitativas y los datos cuantitativos que se requieren en la

ingeniería. Bieniawski, 2011

MITO Nº1





Por último, ¡una advertencia! Cuando hablamos sobre los métodos empíricos y

considerando como ejemplo las clasificaciones geomecánicas, debe tenerse

en cuenta que estas clasificaciones no son iguales; ¡Se desarrollaron para

distintos propósitos y a partir de distintas bases de datos! En esencia el RMR y

la Q están sin duda en la misma categoría de evaluar la calidad del

macizo rocoso con el propósito de construir túneles y proporcionar datos para

el proyecto y la construcción. En consecuencia, “se complementan y

correlacionan entre sí” (Barton y Bieniawski, 2007). El índice de resistencia

geológica GSI es diferente de estos dos; “no tiene otro uso que el de

proporcionar datos al criterio de Hoek-Brown” (Hoek et al, 1995) siendo

un índice de caracterización de macizos rocosos.

La clasificación NMA difiere también del RMR y la Q; forma parte de un

método observacional de construir túneles que no se propone caracterizar

geotécnicamente el terreno pero que proporciona “unas bases objetivas para

calcular el coste de los túneles y las velocidades de avance” (Galler, 2010), es

decir, establecer “clases de excavación” a efectos de compensaciones

contractuales.



77

MITO Nº2 PARA MACIZOS ROCOSOS DE MUY MALA CALIDAD, NO ES

APLICABLE LA CATEGORÍA INFERIOR DE LA CLASIFICACIÓN

RMR.

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos.

Los hechos son que el RMR continua usándose con

éxito incluso para “rocas de muy mala calidad”, Clase 5

con RMR<20, cuando los datos se determinan de

manera adecuada.

MITO Nº2

PARA MACIZOS ROCOSOS DE MUY MALA CALIDAD, NO ES APLICABLE

LA CATEGORÍA INFERIOR DE LA CLASIFICACIÓN RMR.

78

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos. Los hechos son que el RMR continua

usándose con éxito incluso para “rocas de muy mala calidad”, Clase 5 con RMR<20, cuando

los datos se determinan de manera adecuada.

Este mito se deriva de hábitos erróneos que utilizan las

clasificaciones geomecánicas como un “libro de cocina” del que

se espera obtener “recetas” válidas para todas las situaciones

de proyecto. En una publicación del año 1991, advertí a

ingenieros y geólogos de que los macizos rocosos de

mala calidad requieren especial atención y una cuidadosa

caracterización geotécnica, puesto que la precisión del

RMR, dependiendo de la pericia, puede estar dentro de un

rango de 2-3 puntos (lo mismo que sucede en otras

clasificaciones). Pero esto no significa que el RMR no pueda

aplicarse para evaluar macizos rocosos de muy mala calidad.

Después de todo, tenemos numerosos casos históricos donde

se registra un RMR = 0 a 3.

MITO Nº2



79

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos. Los hechos son que el

RMR continua usándose con éxito incluso para “rocas de muy mala calidad”,

Clase 5 con RMR<20, cuando los datos se determinan de manera adecuada.

•El malentendido más grave que se reprodujo en la

literatura en la década pasada fue que no se

entendió claramente que las puntuaciones para los

parámetros del RMR son cero en sus valores

mínimos. Se pasó por alto que las puntuaciones

de la tabla original del RMR – Tabla 1 –

representan el valor promedio de cada parámetro,

y no el valor mínimo, como se deduce de Hoek et al

(1995).

MITO Nº2



80




MITO Nº2



81




•Sin embargo, existían en la literatura gráficas para la valoración de los

parámetros, preparadas para facilitar los análisis con ordenadores (Figura

2), que muestran claramente que las curvas comienzan en cero. Por lo

tanto, el macizo rocoso de peor calidad tiene un valor de RMR=0, que

significa que en tal caso se trata de un suelo y no de una roca.

Este malentendido surgió cuando Hoek et al. (1995), actuando de

buena fe para tratar con macizos rocosos de muy mala calidad,

presentó un ejemplo donde en la aplicación del RMR se asumían

condiciones secas en el macizo y una orientación de las

discontinuidades muy favorable para un macizo rocoso de muy mala

calidad con resistencia insignificante σc. En tal caso, y según la Tabla

1, el mínimo valor de RMR que se tomó erróneamente fue de 8 (3+5)

concluyendo que el índice RMR no funcionaba para macizos rocoso

de muy mala calidad. Para superar estas supuestas limitaciones se

introdujo el Geological Strength Index (GSI).

MITO Nº2



82




MITO Nº2



83




•Además, se especulaba que en esas condiciones, con RMR<15,

podría

aplicarse la siguiente ecuación aproximada: GSI = RMR - 5,

puesto que los parámetros del RMR relativos a la densidad de

discontinuidades (RQD + espaciamiento de juntas) y a las

condiciones de las discontinuidades serían aproximadamente

iguales a los dos parámetros del GSI relativos a la estructura del

macizo y las condiciones de las superficies (cuyos valores se

obtuvieron de todos modos de la clasificación RMR).

El problema de este razonamiento es que dicha equivalencia solo

es de aplicación en el rango inferior de los macizos rocosos de

muy mala calidad

(clase V del RMR).

MITO Nº2



84

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos. Los hechos son que el RMR continua usándose

con éxito incluso para “rocas de muy mala calidad”, Clase 5 con RMR<20, cuando los datos se

determinan de manera adecuada.

Desafortunadamente, estas ideas se aplicaron de forma errónea por

muchos geólogos e ingenieros a macizos de mejor calidad con RMR>>20,

puesto que era más fácil realizar una aproximación descriptiva mediante

el GSI que una cuantitativa mediante el RMR, donde hay que medir los

parámetros que lo componen. En este proceso se obtuvieron resultados

inexactos que fueron tomados como “fiables” al introducirlos en

sofisticados análisis por ordenador. De hecho, cuando el GSI se introdujo

en 1995, las herramientas geológicas no estaban tan avanzadas como lo

están hoy y su lema “no intente ser preciso” condujo a estimaciones

rápidas. Los que desarrollaron el GSI señalaron que es un índice de

caracterización de los macizos rocosos y no pretende sustituir a

sistemas de clasificación del tipo del RMR o el Q – pero esto se pasa

por alto, incluso al día de hoy. Hay que tener en cuenta que la única

función que se le exigió al GSI fue la de estimar la resistencia del

macizo rocoso utilizando el criterio de Hoek-Brown, específicamente

para macizos rocosos de muy mala calidad.

MITO Nº2



85




MITO Nº2 PARA MACIZOS ROCOSOS DE MUY MALA CALIDAD, NO ES APLICABLE LA CATEGORÍA

INFERIOR DE LA CLASIFICACIÓN RMR.

86




Por último, una prueba de la aplicabilidad de la clasificación RMR para evaluar los

macizos rocosos de muy mala calidad se obtiene de la observación de los numerosos

casos históricos de la Figura 4, donde se muestra una correlación entre el RMR y el

Q publicada en un año tan temprano como 1976. En la gráfica se observa una

notable dispersión de resultados. Por lo tanto, en un proyecto determinado deben

emplearse ambas clasificaciones para comprobar que es aplicable la correlación:

RMR = 9 ln Q + 44

(la misma correlación figura también en la literatura como RMR = 9 log Q + 44). Esta

expresión no resulta válida cuando se utiliza el GSI en lugar del RMR.



87

MITO Nº3 EL CRITERIO DE HOEK-BROWN Y EL CRITERIO DE

MOHR-COULOMB SON LOS ÚNICOS PARA ESTIMAR LA

RESISTENCIA DE LOS MACIZOS ROCOSOS Y EL

FACTOR DE SEGURIDAD.

No es cierto, el criterio de Mohr-Coulomb, que se

remonta a 1773, sirve para bastantes cosas, en particular

para el análisis de la estabilidad de taludes, pero existen

otros criterios de resistencia de pico – igualmente

efectivos por ejemplo, el criterio de Yudhbir-Bieniawski

(1983) que se utiliza para cotejar los resultados del

criterio de Hoek-Brown (Edelbro et al, 2006).



88

MITO Nº4 LA MEJOR FORMA DE ESTIMAR EL MÓDULO DE

DEFORMACIÓN ES A PARTIR DE CUALQUIERA DE LAS

CORRELACIONES QUE SE ENCUENTRAN EN LA

LITERATURA DE LA MECÁNICA DE ROCAS

•No es cierto, unas correlaciones están mejor

sustentadas que otras, y algunas correlaciones deben

evitarse si no se confirman con ensayos in situ. Pero

hay una gran diferencia entre “determinar” y “estimar”

la deformabilidad del macizo rocoso: determinar es muy

deseable; estimar se hace en ausencia de datos in situ

fiables y para diseños preliminares.



89

MITO Nº5 ES SUFICIENTE CON BASARSE EN EJEMPLOS

ESTUDIADOS Y DESARROLLADOS EN EL CAMPO DE

LA INGENIERÍA CIVIL DE TÚNELES

Una gran equivocación! Hay una gran cantidad de

valiosa información que obtener de “nuestros primos”

los ingenieros de minas, para aplicarla a la Ingeniería

Civil.

MITOS FRECUENTES EN LAS CLASIFICACIONES

GEOMECANICAS

90

MITO Nº5

ES SUFICIENTE CON BASARSE EN EJEMPLOS ESTUDIADOS Y DESARROLLADOS

EN EL CAMPO DE LA INGENIERÍA CIVIL DE TÚNELES


GEOMECANICAS

91

MITO Nº5




GEOMECANICAS

92

MITO Nº5




GEOMECANICAS

93

MITO Nº5




GEOMECANICAS

94

MITO Nº5

ES SUFICIENTE CON BASARSE EN EJEMPLOS ESTUDIADOS Y DESARROLLADOS EN EL

CAMPO DE LA INGENIERÍA CIVIL DE TÚNELES


GEOMECANICAS

95

MITO Nº5




GEOMECANICAS

96

MITO Nº5




GEOMECANICAS

97

MITO Nº5



LOS 10 MANDAMIENTOS PARA USAR LAS

CLASIFICACIONES RMR Y Q

98

1.0 ASEGURAR QUE LOS PARAMETROS DE LA C.G. SON

CUANTITATIVOS (ESTAN MEDIDOS NO SOLO DESCRITOS), SEAN

ADECUADOS, PROVENGAN DE ENSAYOS NORMALIZADOS,

PERTENECEN A CADA REGION ESTRUCTURAL GEOLOGICA, SE BASAN

EN SONDEOS, GALERIAS DE EXPLORACION Y CARTOGRAFIA

GEOLOGICA DE SUPERFICIE, ADEMAS EN SISMICA DE REFRACCION

QUE PERMITA INTERPOLAR ENTRE LOS INEVVITABLE NUMERO DE

SONDEOS.

2.0 SIGA LOS PROCEDIMIENTOS ESTABLECIDOS PARA CLASIFICAR

LOS MACIZOS ROCOSOS CON EL RMR Y EL Q, Y ADEMAS LOS RANGOS

DE VARIACION TIPICOS Y LOS VALORES PROMEDIOS.

3.0 UTILIZAR LAS DOS CLASIFICACIONES Y COMPRUEBE LOS

VALORES OBTENIDOS CON LAS CORRELACIONES PUBLICADAS

ENTRE AMBOS AUTORES.

4.0 ESTIMAR LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO, EN

PARTICULAR EL MODULO DEL MACIZO (PARA USO EN MODELO

NUMERICOS)

LOS 10 MANDAMIENTOS PARA USAR LAS CLASIFICACIONES RMR Y Q

99

4.0 ESTIMAR LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO, EN PARTICULAR EL MODULO

DEL MACIZO (PARA USO EN MODELO NUMERICOS)



100

5.0 ESTIMAR LAS NECESIDADES PRELIMINARES DE SOSTENIMIENTO

APLICANDO LAS DOS CORRELACIONES


101

6.0 UTILIZAR LA MODELIZACION NUMERICA, OBTENIENDO FACTORES

DE SEGURIDAD, Y COMPRUEBE QUE SE DISPONE DE SUFICIENTE

INFORMACION. USAR POR LO MENOS DOS CRITERIOS DE

COMPARACION Y COTEJAR LOS RESULTADOS PROPORCIONADOS

POR EL CRITERIO DE HOEK-BROWN.

7.0 SI NO SE DISPONE DE INFORMACION SUFICIENTE, ADMITE QUE EL

METODO DE DISEÑO INTERACTIVO DE UNA EXPLORACION GEOLOGICA

MAS INTENSIVA Y DE NUEVOS ENSAYOS, POR EJEMPLO MEDIDAS DE

ESTADO TENSIONAL SI FUERA NECESARIO.

8.0 TEN EN CUENTA EL PROCESO CONSTRUCTIVO, Y EN EL CASO DE

LOS ESTUDIOS DE VIABILIDAD DE LAS TUNELADORAS, ESTIMA LAS

VELOCIDADES DE AVANCE USANDO EL QTBM Y EL INDICE DE

EXCAVABILIDAD DE MACIZOS ROCOSOS. RME.

9.0 ASEGURATE QUE LA INFORMACION DE LA CARACTERIZACION DEL

M.R. ESTE INCLUIDO EN EL INFORME GEOTECNICO PARA

ESPECIFICACIONES DEL DISEÑO.

10.0 REALIZAR LOS LEVANTAMIENTOS DEL RMR Y EL Q A MEDIDA QUE

AVANCE LA CONSTRUCCION, PARA COMPARAR CON LAS

CONDICIONES INDICADAS EN EL DISEÑO.

INSTITUTO GEOTECNICO DE NORUEGA

INDICE DE CALIDAD TUNELERA

DE LA ROCA Q

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF

SISTEMA DE CLASIFICACION DE BARTON

RQD = Representa la Estructura de la masa rocosa, la cual es medida del tamaño

Jn del bloque o de la partícula, con dos valores extremos (100/0.5 y 10/20).

TAMAÑO DE BLOQUES

Jr = Representa la rugosidad y características friccionantes de las paredes de

Ja la junta o los materiales de relleno (4/0.75 y 0.5/20).

RESISTENCIA AL CORTE ENTRE LOS BLOQUES

Jw = Consiste en dos parámetros de esfuerzos. SRF es una medida de:

SRF 1) La carga de aflojamiento en el caso de una excavación a través de

zonas de corte y rocas portadoras de arcilla.

2) Esfuerzos rocosos en rocas competentes.

3) Cargas de alta deformación en rocas plásticas incompetentes. Esto

puede ser considerado como un parámetro de esfuerzo total.

4) El parámetro Jw es una medida de presión de agua, la cual tiene un

efecto adverso sobre la resistencia al corte de las juntas, debido a la

reducción del esfuerzo normal efectivo.

ESFUERZO EFECTIVO (1/0.5 y 0.05/20)

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF


EL RANGO DE VARIACION DE LOS PARAMETROS ES EL SIGUIENTE:

RQD = Entre 0 y 100

Jn = Entre 0.5 Y 20

Que nos da dos valores extremos (100/0.5 y 10/20).

Jr = Entre 0.5 y 4

Ja = Entre 0.75 y 20

Que nos dos valores extremos (4/0.75 y 0.5/20).

Jw = Entre 0.05 y 1

SRF = Entre 0.5 y 20

Que nos da dos valores extremos (1/0.5 y 0.05/20)

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF



RQD = Entre 0 y 100

Jn = Entre 0.5 Y 20


Jr = Entre 0.5 y 4



Jw = Entre 0.05 y 1




RQD


Jn


Jr


Ja


Jw

S

R

F


TIPOS DE ROCAS

De = Ancho,diámetro altura excavación(m)

Relación de sostenimiento (ESR)

DIMENSION EQUIVALENTE De

EL VALOR DE ESR ESTA RELACIONADO AL USO QUE SE LE DARA

A LA EXCAVACION Y AL GRADO DE SEGURIDAD QUE ESTA

DEMANDE DEL SISTEMA DE SOSTENIMIENTO INSTALADO PARA

MANTENER LA ESTABILIDAD DE LA EXCAVACION

RELACIONANDO EL INDICE Q A LA ESTABILIDAD Y A LOS

REQUERIMIENTOS DE SOSTENIMIENTO DE EXCAVACIONES

SUBTERRÁNEAS, BARTON LIEN Y LUNDE, DEFINIERON UN

PARÁMETRO ADICIONAL AL QUE DENOMINARON DIMENSION

EQUIVALENTE De DE LA EXCAVACIÓN.

ESTA DIMENSION ES OBTENIDA DIVIDIENDO EL ANCHO, DIAMETRO O

ALTRURA DE LA PARED DE LA EXCAVACION POR UNA CANTIDAD

LLAMADA RELACION DE SOSTENIMIENTO DE LA EXCAVACION, ESR. :

VALORES DE ESR, BARTON et.al (1974)

CATEGORIA DE

EXCAVACIONES DESCRIPCION ESR

A Excavaciones mineras temporales

3- 5

B

Aberturas mineras permanentes, túneles de agua

para hidroeléctricas (excluyendo conductos

forzados de alta presion), tuneles, galerías y

sovavones para grandes excavaciones.

1.6

C

Cámaras de almacenamiento, plantas de

tratamiento de agua, túneles carreteros y

ferrocarrileros menores, camaras de equilibrio,

tuneles de acceso.

1.3

D Casas de máquinas, túneles carreteros y

ferocarriles mayores, refugios de defensa civil,

portales y cruces de túnel. 1.0

E Estaciones nucleoeléctricas subterráneas,

estaciones de ferrocarril, instalaciones para

deportes y reuniones, fábricas. 0.80

CATEGORIAS DE SOSTENIMIENTO

BASADAS EN INDICE DE CALIDAD Q

SOSTENIMIENTOS SEGÚN EL INDICE Q


TIPOS DE SOSTENIMIENTO

(BARTON et at,1974)

PRESIONES SOBRE EL SOSTENIMIENTO

(BARTON et al, 1974)

CORRELACION ENTRE LOS INDICES

RMR Vs. Q

SE HAN PROPUESTO DISTINTAS CORRELACIONES EMPIRICAS PARA RMR Y Q, ALGUNA DE LAS MAS CARACTERISTICAS SON LAS SIGUIENTES:

• RMR = 9 Ln Q + 44 (BIENIAWSKI, 1979, SUDAFRICA)

• RMR = 5.9 Ln Q + 43 (RULEDGE Y PRESTON, 1980, NUEVA ZELANDIA)

• RMR = 5.4 Ln Q + 55.2 (MORENO, E. 1981, ASTURIAS)

• RMR = 10.5 Ln Q + 41.8 (ABAD, J. Et Al 1983, ASTURIAS)

• RMR = 5 Ln Q + 60.8 (CAMERON CLARK Y BUDAVARI 1981, SUDAFRICA)

TANTO EN LAS CLASIFICACIONES EMPIRICAS COMO EN LA DESCRIPCIÓN

CUALITATIVA NO COINCIDEN NI EN SUS CLASES NI EN SUS COEFICIENTES

DE REGRESIÓN. KAISER Y GALE (1985), BASÁNDOSE EN LOS ESTUDIOS

PROBABILÍSTICOS HA PROPUESTO UNA ÚNICA RELACIÓN: RMR = 8.5

Ln Q + 35

CORRELACION ENTRE CLASIFICACIONES

GEOMECANICAS (BIENIAWSKI,1979)



CLASES

RMR

VALORES

RMR

CLASES

Q

VALORES

Q

I 90 ± 10 Muy buena Extremadamente o

excepcionalmente buena

> 200

II 70 ± 10 Buena Buena a muy buena 20 – 20

III 50 ± 10 Regular Muy mala a buena 0.3 – 20

IV 30 ± 10 Mala Extremadamente mala 0.003 – 0.3

V 10 ± Muy Mala Excepcionalmente mala < 0.003

SEGÚN EL GRAFICO ANTERIOR AMBAS CLASIFICACIONES TENDRIAN LAS

SIGUIENTES EQUIVALENCIAS:


GEOMECANICAS

MODULO DEFORMACION IN SITU Em

QTBM MODELO (PR) Y PRONÓSTICO (AR) Y

ESTIMACIONES DE EJECUCION

• El objetivo del modelo de QTBM, que muy brevemente será descrito aquí,

es permitir al que utilizar la Tala de q de base, o la velocidad sísmica solo

con el fin de reproducir tanto PR (la tasa de penetración) y AR (la tasa de

avance real) para los distintos ámbitos, tipos de roca, o longitudes de túnel.

Naturalmente, hay interacciones importantes entre la roca y la que deben

ser incluidos.

125

126

127

CLASIFICACION DE LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER

CORRECCCION DE LAUBSCHER Y TAYLOR

LAUBSCHER y TAYLOR, han propuesto algunas

modificaciones a la clasificación geomecánica de Bieniawski

y recomendaciones para el sostenimiento.

Los ajuste que proponen Laubscher y taylor, consisten en la

modificación del valor original, siendo los siguientes:

Meteorización

Esfuerzos In situ e inducidos

Cambios de los esfuerzos

Influencia de las orientaciones del rumbo y buzamiento

Efectos de Voladura

Ajustes Combinados

RMR + Ajustes = MRMR


Algunos tipos de roca se meteorizan rápidamente cuando entran en contacto con el aire, afectando algunos Parámetros:

Meteorización. Afecta al IRS, RQD, JC. Rangos entre 50% a 100%.

Orientación de fracturas. (Estabilidad de Caserones, Taludes, Hundibilidad).

PARAMETRO METEORIZACION OBSERVACION

dc DISMINUYE HASTA 96% AFECTA MICROFISURAS DE LA ROCA

R.Q.D. DISMINUYE HASTA 95% LA ROCA AUMENTA SUS FRACTURAS

CONDICION DE

JUNTAS SE REDUCE HASTA 82% SI METEORIZACION MOTIVO DETERIORO EN

SUPERFICIES DE LA FISURA O SU RELLENO

CLASIFICACIÓN DE LAUBSCHER Y TAYLOR

AJUSTES – ESFUERZOS INDUCIDOS

Los esfuerzos, tanto In Situ como

inducidos pueden incidir sobre las fisuras,

manteniendo sus superficies en

compresión o permitiendo que las fisuras

se aflojen, y aumenten el riesgo de un

movimiento cortante.

PARAMETRO ESFUERZOS IN

SITU E INDUCIDOS OBSERVACION

CONDICION DE

JUNTAS

AUMENTA HASTA 120% LAS JUNTAS QUEDAN EN COMPRESION

DISMINUYE HASTA 90% SI EL RIESGO DE UN MOVIIENTO CORTANTE

AUMENTA

DISMINUYE HASTA 76% SI LAS FISURAS ESTAN ABIERTAS Y CON

RELLENO DELGADO.

Se requiere conocer

Razón de esfuerzos

Magnitud de esfuerzos

Redistribución de esfuerzos se obtiene de

modelamiento de diagramas publicados.

Interesan:

Esfuerzos máximos

Esfuerzos mínimos

Diferencias (s1 - s3).



Esfuerzos inducidos.

Esfuerzos Máximos (s1)

Esfuerzos compresivos normales a fracturas hasta 120%

Esfuerzos Mínimos (s3)

Bajo confinamiento, mayor probabilidad de falla.

s3 < 0, falla traccional.

Diferencia entre esfuerzos (s1 - s3)

(s1 - s3) elevado cizalle por planos de discontinuidad. Ajuste hasta 60%




AJUSTES – CAMBIOS DE LOS ESFUERZOS

Cuando hay cambios importante por

operaciones mineras, la situación de las

fisuras es afectada.

PARAMETRO CAMBIO DE

ESFUERZOS OBSERVACION

CONDICION DE

JUNTAS

AUMENTA HASTA 120% LAS SIEMPRE ESTAN EN COMPRESION

DISMINUYE HASTA 60% CAUSA MOVIMIENTOS CORTANTES

IMPORTANTES.


AJUSTES – INFLUENCIA Rb. Y Bz. El tamaño, la forma y la dirección del avance de una excavación subterránea tendrá una influencia sobre la estabilidad cuando se considera en función del sistema de fisuras del macizo rocoso.

Laubscher y Taylor opinan, que para garantizar la estabilidad de una excavación subterránea en una roca fisurada depende de la cantidad de fisuras y de los frentes de excavación que se desvían de la vertical y recomiendan los siguientes ajustes: (ajustes en porcentaje dependiendo de la cantidad de frentes inclinados en la excavación).

34

5

6

5

6

43

4

5

3

2.1

13

4

2

2

3

2

# de fracturas que

definen bloque

a la vertical y porcentajes de ajuste

# de planos con inclinaciones distintas

70% 75% 80% 85% 90%


AJUSTES – INFLUENCIA Rb. Y Bz.

ORIENTACIÓN DE FRACTURAS

Se propone además los siguientes ajustes para los

valores del espaciado de juntas, para las zonas de

cortantes que se ubican en operaciones mineras:

(*) No aplicable a roca fracturada

0 - 15°

Porcentaje(túneles) (*)cizalladas c/r al avance

Orientación de zonas

15° - 45°

45° - 75°

76%

84%

92%



Orientación de fracturas. Caso pilares y paredes caserones. Cuando las fracturas definen una cuña inestable, cuya base está en la pared.

0 - 5

5 - 10

10 - 15

15 - 20

Rating J.C. Buzamiento de intersección y % ajuste

30 - 40

20 - 30

10 - 30 = 85%

10 - 20 = 90%

20 - 30 = 90%

30 - 40 = 90%

30 - 50 = 90%

40 - 60 = 95%

40 - 60 = 85%

> 50 = 85%

> 60 = 90%

20 - 40 = 80%

30 - 50 = 80%

30 - 40 = 75%

> 60 = 80%

> 50 = 75%

>40 = 70%

> 40 = 70%


AJUSTES – EFECTOS DE LA VOLADURA

Efectos de Voladuras

Técnica Ajuste %

Máquinas Tuneleras (TBM) 100%

Voladuras controlada 97%

Voladuras convencional buena 94%

Malas prácticas de Voladura 80%

Las voladuras crean nuevas fracturas y provocan movimientos en las fisuras existentes. Se propone las siguientes reducciones para los valores del RQD y la condición de juntas.


AJUSTES COMBINADOS

RESUMEN

Meteorización 75% - 100%

Orientación 63% - 100%

Esfuerzos 60% - !20%

Voladura 80% - 100%

Ajustes combinados

En algunos casos la clasificación geomecánica se

encuentra sujeta a más de un ajuste. El ajuste total

no debe pasar de un 50 %.

CLASIFICACIÓN DE LAUBSCHER

Y TAYLOR – RECOM. PARA EL SOSTENIMIENTO

Considerando los valores de la clasificación ajustados y tomando en cuenta practicas normales de sostenimiento en minas se propone:

VALORES

AJUSTADOS VALORES GEOMECANICOS ORIGINALES - BIENIAWSKI

90-100 80-90 70-80 60-70 50-60 40-50 30-40 20-30 10-20 0-10

70 - 100

50 – 60 a a a a

40 – 50 b b b b

30 – 40 c,d c,d c,d,e d,e

20 – 30 e f,g f,g,j f,h,j

10 – 20 i i h,i,j h,j

0 - 10 k k l l

CLASIFICACIÓN DE LAUBSCHER-TAYLOR – SOSTENIMIENTO • a.- Generalmente no hay sostenimiento, pero algunas intersecciones de fisuras

pueden necesitar pernos.

• b.- Cuadricula de pernos cemntados con espaciamiento de 1 m.

• c.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m.

• d.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y 100 mm de concreto lanzado.

• e.- Cuadricula de pernos cementados con espcaiamiento de 1 m y concreto colado de 300 mm y que solo se usara si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.

• f.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 y 100 mm de concreto lanzado.

• g.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m y 100 mm de concreto lanzado y malla.

• h.- Concreto colado de 450 mm de espesor con una cuadricula de pernos cementados con espcaimiento de 1 m si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.

• i.- Pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m si hay un esfuerzo potencial a la mano, y 100 mm de concreto lanzado, luego cibras de acero a manera de técnica de reparación si los cambios en los esfuerzos son excesivos.

• j.- estabilizar con refuerzos de cable protector y concreto de 450 mm de espesor si los cambios en los esfuerzos no son excesivos.

• k.- Estabilizar con resfuerzo de cable protector seguido de concreto lanzado hasta e incluyendo el frente si es necesario y luego cimbras de acero poco seprados, como tecnica de reparación donde los cambios en los esfuerzos soon excesivos.

• l.- No trabajar en este terreno, o usar las técnicas j ó k.

CLASIFICACION SRC DE LUIS

GONZALES VALEJOS

1985

CLASIFICACION GEOMECANICA SRC

• ESTA CLASIFICACION SALE A CONSECUENCIA DE QUERER BUSCAR UN METODO DE CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS QUE TENGAN EN CUENTA LA EXTRAPOLACION DE LOS DATOS DE SUPERFICIE, SU VARIACION DE LAS PROPIEDADES CON LA PROFUNDIDAD Y LOS DISTINTOS CONDICIONANTES GEOMECANICOS QUE INTERVIENEN EN UN DISEÑO DE TÚNEL Y POSTERIOR COMPORTAMIENTO DURANTE LA EXCAVACION.

• LA CLASIFICACION SRC SE BASA EN LA CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (1979) Y REUNE TAMBIEN EXPERIENCIAS DE LA CLASIFICACION DE BARTON et al (1974), SIN EMBARGO SE DIFERENCIA DE ELLAS POR INTRODUCIR FACTORES DE CORRECCION PARA EL USO DE DATOS DE SUPERFICIEE INCORPORA NUEVOS INDICES COMO EL ESTADO TENSIONAL E INFLUENCIA DE LAS CONDICIONES CONSTRUCTIVAS.


PARAMETROS DE CLASIFICACION A. RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA

B. ESPACIADO DE LAS DISCONTINUIDADES Y RQD

C. CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES

D. FILTRACIONES

E. ESTADO TENSIONAL

FACTOR DE COMPETENCIA (CF)

(Definido como el cociente de la resistencia de la compresión uniaxial y la tensión máxima vertical debido peso recubrimiento)

FACTOR DE RELAJACION TENSIONAL (SRF)

(Definido por cociente edad última deformación tectónica principal en años x 10-³ y la máxima carga litostatica vertical)

ACCIDENTES TECTONICOS

(Los accidentes tectónicos importantes pueden dar lugar a marcadas anisotropías direccionales y concentración esfuerzos)

ACTIVIDAD NEOTECTONICA

Tambien puede ser causa de importantes anisotropías tensionales. Ubicación a zona sísmica activa)

F. PROCESO CONSTRUCTIVO


INDICE DE CALIDAD VALORES

1. RESISTENCIA MATRIZ ROCOSA

Carga Puntual (Mpa)

Compresión Simple (Mpa)

Puntuación

> 8

> 250

20

8 a 4

259 a 100

15

4 a 2

100 a 50

7

2 a 1

50 a 25

4

No aplicable

25 a 5 5 a 1 < 1

2 1 1

2. ESPACIADO RQD

Espaciado (m)

RQD (%)

Puntuación

> 2

100 a 90

25

2 a 0.6

90 a 75

20

0.6 a 0.2

75 a 50

15

0.2 a 0.06

50 a 25

8

< 0.06

< 25

5

3. DISCONTINUIDADES

Condiciones

Puntuación

Muy rugosas. Discontínuas.

Sin separación. Bordes poco

alterados y duros.

30

Algo rugosas.

Discontinuas.

Separación < 1 mm.

Bordes duros y poco

alterados.

25

Algo rugosas.

Discontínuas.Separaci

ón 1 mm. Bordes

blandos y alterados.

20

Lisas o con

slickensides.

Contínuas.

Abiertas a 1 a

5 mm. Con

rellenos.

10

Lisas o con

slickensides.

Contínuas.

Abiertas mas de 5

mm. Con rellenos.

0

4. FILTRACIONES

Caudal po 10 m de túnel (l/min)

Condiciones

Puntuación

Inapreciable

Seco

15

< 10

Algo húmedo

10

10 – 25

Algunas filtraciones

7

25 – 125

Frecuentes

filtraciones

4

> 125

Abundantes

filtraciones

0

5. ESTADO TENSIONAL

Factor de competencia

Puntuación

Accidentes tectónicos

Puntuación

Factor de Relajación tensional

Puntuación

Actividad neotectónica

Puntuación

> 10

10

10 a 5

5

5 a 3

-5

<3

- 10 -

Zonas de fallas/cabalgamiento de alcance regional y

áreas cercanas

- 5

Tectónica compresiva

- 2

Tectónica distensiva

0

> 200

0

200 a 80 80 a 10 < 10

-5 -8 -10

Zona afectada por laderas o talude

200 a 80 79 a 10 <10

-10 -13 -15

Desestimada o desconocida

0

Supuesta

-5

Confirmada

-10

CLASE DE ROCA

Clase SRC

Puntuación

I

Muy Buena

100 a 81

II

Buena

80 a 61

III

Media

80 a 41

IV

Mala

40 a 21

V

Muy Mala

< 20

INFLUENCIA RELATIVA DE LOS PARAMETROS

GEOMECANICOS EN LAS CLASIFICACIONES

OTRAS CLASIFICACIONES

CLASIFICACION SEGÚN RABCEWICZ

• DESARROLLADA POR EL AUTOR, COMO BASE PARA EL NUEVO METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA (N.A.T.M.), SU EMPLEO ESTA MUY DIFUNDIDO EN ALEMANIA, AUSTRIA Y FRANCIA.

• ESTA CLASIFICACION RECOGE LAS EXPERIENCIAS OBTENIDAS EN LA CONSTRUCCION DE TUNELES, DONDE LA MASA ROCOSA PRESENTA DIVERSOS GRADOS DE OPOSICION AL AVANCE DE EXCAVACION DEL TUNEL, Y SE HACE NECESARIO EFECTUAR SU CORRESPONDIENTE SOSTENIMIENTO, EN TERRENOS MUY DIFICILES, EJECUTAR METODOS DE SOSTENIMIENTO PARCIAL, CON EL CONSIGUIENTE TIPO DE SOSTENIMIENTO.

• ESTE TIPO DE CLASIFICACION TIENE VALOR IMPORTANTE, CUANDO SE EJECUTAN EXCAVACIONES DE GRAN SECCION, MAYORES DE 50 METROS CUADRADOS.

CLASIFICACION SEGÚN

RABCEWICZ

CLASIFICACION DE PROTODIAKONOV

• ES UNA CLASIFICACION BASTANTE EXTENDIDA EN LOS PAISES DEL ESTE DE EUROPA, EN LOS QUE SE UTILIZA PARA EL DIMENSIONAMIENTO DE SOSTENIMIENTOS DE TUNELES, Y QUE EN 1976 FUE ADOPTADO POR LA AFTES EN FRANCIA, JUNTO CON LA DE DEERE PARA PREDIMENSIONADO EN ESTE PAÍS.

• PROTODIAKONOV CLASIFICA LOS TERRENOS, ASIGNANDOLES UN PARAMETRO “f” LLAMADO COEFICIENTE DE RESISTENCIA, A PARTIR DEL CUAL, Y DE LAS DIMENSIONES DEL TUNEL, DEFINE LAS CARGAS DEL CALCULO PARA DIMENSIONAR EL SOSTENIMIENTO.

GRADO DE

RESISTENCIA TIPO DE ROCA O SUELO

m

Kg/m3

q uc

Kg/m²

FACTOR

MUY ALTO Granitos masivos. Cuarcitas o basaltos sanos y en

general, rocas duras sanas y muy resistentes. 2800-3000 2000 20

MUL ALTO Granitos prácticamente masivos, porfidos, pizarras,

arenisca y calizas sanas. 2600-2700 1500 15

ALTO Granitos y formaciones similares, areniscas y calizas

prácticamente sanas conglomerados muy resistente,

limolitas resistente.

2500-2600 1000 10

ALTO Calizas en general, granitos meteorizados, limolitas,

areniscas relativamente resistes, mármoles, pirita. 2500 800 8

MODERADAMENTE ALTO Areniscas normales 2400 600 6

MODERADAMENTE ALTO Pizarras 2300 500 5

MEDIO Lutitas, calizas y areniscas de baja resistencia,

conglomerado no muy duros 2400-2800 400 4

MEDIO Lutitas, pizarras arcillosas, margas 2400-2600 300 3

MODERADAMENTE BAJO Lutitas blandas, calizas muy fracturadas, yesos,

areniscas en bloques, gravas cementadas. 2200-2600

200-

150 2-1.5

MODERADAMENTE BAJO Gravas, lutitas y pizarras fragmentadas, depósitos de

talud duros, arcillas duras. 2000 -- 1.5

BAJO Arcilla firme, suelos arcillosos 1700-2000 -- 1.0

BAJO Loes, formaciones de arena y grava, suelos areno-

arcillosos o limo-arcillosos 1700-1900 -- 0.8

SUELOS Suelos con vegetación, turba, arenas húmedas. 1600-1800 -- 0.6

SUELOS GRANULARES Arenas y gravas 1400-1600 -- 0.5

SUELOS PLASTICOS Limos y arcillas blandos. 0.3 PROTODIAKONOV


• DA UNAS REGLAS PARA LA DETERMINACION

DE “f” EN FUNCION DE LA RESISTENCIA A LA

COMPRESION SIMPLE, EL ANGULO DE

ROZAMIENTO INTERNO Y LA COHESION,

ESTAS SON:

• PARA ROCAS: f = c/10

• PARA SUELOS: f = tg + C/c

• DONDE:

c = Resistencia compresion simple (Mpa)

= Angulo de rozamiento interno a largo plazo

C = Cohesion a largo plazo (Mpa).

CLASIFICACION DE PROTODIAKONOV • LA DISTRIBUCION DE LAS CARGAS SOBRE UN TUNEL PARA EL

DIMENSIONAMIENTO DEL SOSTENIMIENTO SE HACE SUPONIENDO:

• Presión uniforme vertical sobre clave

Pv = . h

• Presión uniforme horizontal lateral

Pl = (h + 0.5 m)tg² (45 + /2)

donde:

h = B/2f

B = b + 2m.tg (45 - /2)

siendo:

b = anchura

m = altura del túnel

f = coeficiente de resistencia (Protodiakonov)

= angulo de rozamiento interno.

= densidad del terreno.

CLASIFICACION SEGÚN NORMA

ALEMANA (B – 2203)

• Esta es un Clasificación eminentemente

práctica. Norma la ejecución de obras

subterráneas en Alemania, es adaptación de la

clasificación de rabcewicz a la realidad Alemana

y cubre excavaciones en diversas secciones.

• En esta Clasificaicón existen 7 tipos de terrenos

diferentes.

CLASIFICACION SEGÚN NORMA ALEMANA (B – 2203)

TIPO CARACTERES

DE LA ROCA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO

1 Terreno Estable Excavación en una unica fase, sin sostenimiento.

2 Roca poco

fracturada

Excavación en una única fase, sostenimiento

donde se requiera.

3 Roca algo más

fracturada

Excavación en una única fase, sostenimiento en la

bóveda.

4 Roca fracturada y

poco friable

Excavacion en dos fases y contrabóveda,

sosteniiento sistemático en toda la sección.

5 Roca muy friable,

empuje inmediato

Excavación en dos o tres fases, dependiendo de la

sección, sostenimiento con cerchas metálicas.

6

Roca de empuje

inmediato fuerte

Excavación en varias fases(núcleo central) y

contrabóveda. Sostenimiento sistemático en toda

la sección.

7

Terreno sis

cohesión

Excavación en varias fases, con núcleo central y

contrabóveda concreto rociado en frente inmediato

y sostenimiento sistemático en toda la sección.

COMPARACION ENTRE LA CLASIFICACION

RABCEWICZ Y O – Norm B – 2203)

CLASIFICACION

RABCEWIZC

O – NORM B - 2203

1 2 3 4 5 6 7

I

II

III

IV

V

INDICES DE RESISTENCIA DEL

MACIZO ROCOSO

INDICE DE RESISTENCIA DEL MACIZO

ROCOSO DE PALMSTROM

• Basa su clasificación en el RMI, el que considera la reducción de la resistencia de las rocas provocada por el agrietamiento y se expresa mediante la siguiente ecuación.

RMI = Rc JP

• Donde:

• RC = Resistencia a compresión uniaxial de la roca intacta en muestras de 50 mm de diámetro.

• JP = Parámetro dependiente del agrietamiento. Es un factor de reducción que representa el tamaño de los bloques y el estado de las caras de los mismos, definidas por la fricción y el tamaño de las grietas.

• En el esquema que se ofrece a continuación se dan los parámetros principales que intervienen en la propuesta de Palmstrom para la valoración de estabilidad en los macizos rocosos.

INDICE DEL MACIZO ROCOSO RMi

RUGOSIDAD DE

LAS GRIETAS

ALTERACIÓN DE

LAS GRIETAS

TAMAÑO Y

CONTINUIDAD DE

LAS GRIETAS

FACTOR DE

ESTADO DE LAS

GRIETAS

JC

DENSIDAD DE

GRIETAS

MATERIAL

ROCOSO

VOLUMEN DEL

BLOQUE

Vb

PARÁMETRO DE

AGRIETAMIENTO

JP

RESISTENCIA A

COMPRESIÓN

SIMPLE

ÍNDICE DEL

MACIZO ROCOSO

RMi


• El valor de JP se puede determinar, según Palmstrom por la siguiente expresión

D

JP = 0.2JC*Vb

• El valor del coeficiente D se puede calcular por tablas elaboradas por Palmstrom o por la expresión D= 0,37 JC-0,2

• El valor de JP varía desde valores próximos a 0, para rocas muy fracturadas, hasta 1 en rocas intactas. La forma exponencial de su expresión de cálculo coincide perfectamente con los datos experimentales que indican que el espacio entre grietas tiene una representación estadística de tipo exponencial, como se indica en los estudios de Merritt y Baecher (1981).

• El factor de estado de las grietas se expresa según la ecuación siguiente:

jC = jL (jR / jA), donde jL, jR, y jA son factores que describen la longitud y la continuidad, la rugosidad y la alteración del plano de grietas respectivamente. Los valores correspondientes a estos parámetros se encuentran reflejados en Tablas. Los factores jR y jA son similares a los valores de jR y jA que se utilizan para obtener el valor de Q. El factor de tamaño y continuidad de las grietas (jL) se ha introducido en el sistema Rmi para representar el efecto que producen las grietas a diferentes escalas.


• Comúnmente, el factor de estado de las juntas jC tienen un valor entre 1 y 2; y consecuentemente el parámetro de grieta JP estará comprendido entre 0,2 Vb

0,37 y 0,28 Vb0,32 .

Para jC = 1,75 el parámetro de grieta se pueden expresar de la forma siguiente:

JP = 0.25Vb

• Con mucha frecuencia se deben considerar los efectos de escala, que son significativos cuando se extrapolan los resultados de ensayos de laboratorio a volúmenes de ensayos de campo. Como se indicó anteriormente, el Rmi se ajusta fácilmente cuando se incluyen efectos de escala en JP. En cambio, para macizos rocosos masivos, el efecto de escala para los ensayos de compresión uniaxial ( RC ) no se tiene en cuenta, ya que los ensayos se realizan sobre muestras de 50 mm de diámetro.

3

RELACION ENTRE EL JP, JC Y Vb

INDICE Rmi

DE PALMSTROM

VENTAJAS DE USAR EL RMi El Rmi mejora significativamente el uso de datos geológicos,

principalmente a través del empleo sistemático de parámetros predefinidos en este sistema en el que el carácter tridimensional de un macizo rocoso viene representado por el volumen del bloque.

El Rmi se puede usar fácilmente para establecer estimaciones groseras disponiendo tan sólo de una información básica del macizo rocoso. Por ejemplo, en el período inicial de un proyecto usando la expresión para el cálculo de JP para el valor de JC de 1,75...

El Rmi es un método bastante cómodo a la hora de establecer comparaciones e intercambio de información de diferentes puntos o zonas. En este sentido, es una herramienta muy útil para intercambiar información y conocimientos (mejorar la comunicación) entre los profesionales que se dedican a la ingeniería y el diseño de obras civiles.

El RMI ofrece un sistema de caracterización del macizo rocoso bastante útil en ingeniería. El Rmi es un parámetro que, en líneas generales, caracteriza la resistencia inherente de un macizo rocoso y se puede aplicar en ingeniería para establecer la calidad de este material en construcción. En el trabajo de campo se usa fácilmente , ya que el RMI viene definido por el volumen de los bloques y por los parámetros de fracturación del macizo rocoso.

LIMITACIONES DEL RMi • El rango y tipos de macizos rocosos que se pueden clasificar

mediante el RMI. Tanto la roca intacta como las grietas muestran grandes variaciones direccionales en composición y estructura, proporcionando un amplio rango de composiciones y propiedades de los macizos rocosos. No es posible caracterizar todas las combinaciones que se presentan en la naturaleza con un solo número. Sin embargo, el sistema Rmi, muy probablemente caracteriza el rango más amplio de materiales comparado con los demás métodos de clasificación existentes.

• La precisión de la expresión RMI. El valor del parámetro de grietas(JP) se calibra con unos pocos ensayos de compresión a gran escala. La evaluación de los diversos factores (jR, jA y Vb) utilizados para la obtención de JP y el tamaño de las muestras ensayadas, que en algunos casos no es representativo por el reducido número de bloques que presenta, puede generar una serie de errores sistemáticos en el cálculo del parámetro JP, por lo que se obtiene un valor de Rmi aproximado. Sin embargo, en algunos casos, los errores cometidos en algunas mediciones pueden compensar otros, dando finalmente resultados coherentes.

RELACION DEL Rmi CON OTROS INDICES

• PALMSTROM DEFINIO UN RELACION ENTRE LOS

VALORES DE Rmi Y LOS VALORES USADOS EN

EL CRITERIO DE FALLA DE HOEK Y BROWN, QUE

SON LOS SIGUIENTES:

s = JP²

mb = mi X JP 0,64 (PARA MACIZOS ROCOSOS NO DISTURBADOS)

mb = mi X JP 0,857(PARA MACIZOS ROCOSOS DISTURBADOS)

RELACION Rmi CON OTROS INDICES Y SU

APLICACION

CRITERIO DE FALLA DE

E. HOEK Y E.T. BROWM

σ n= tensión normal sobre el plano de rotura

τ= tensión tangencial sobre el plano de rotura

C= cohesión

Ø= ángulo de resistencia interna del material o ángulo de rozamiento de la matriz rocosa

CRITERIO DE MOHR – COULOMB

PROPIEDADES COHESION Y ANGULO FRICCION

SUELOS Y ROCAS

La gran ventaja de este criterio es su sencillez. Sin embargo presenta inconvenientes a que:

Los envolventes de la resistencia en roca no son lineales.

Aplicado para suelos

No se aplica a material rocoso con discontinuidades.

Las rocas a diferencia de los suelos presentan un comportamiento mecánico NO LINEAL, por lo que los criterios de rotura lineales, a pesar de la ventaja de su simplicidad, no son muy adecuados en cuanto que pueden proporcionar datos erróneos a la hora de evaluar el estado de deformaciones de las rocas.


“El criterio de Mohr – Coulomb no se ajusta al

comportamiento real de los materiales rocosos,

tanto de la matriz rocosa, como de los macizos

rocosos y de las discontinuidades”


CRITERIO DE HOEK – BROWN

• El criterio de rotura de Hoek – Brown es un

criterio que permite la estimación de la

resistencia al corte de roca intacta y de los

macizos rocosos.

• Uno de los aspectos particulares del criterio de

rotura de Hoek – Brown es la posibilidad de

normalizar los términos, que involucran los

esfuerzos, en expresiones matemáticas.

• Es posible escribir la forma genérica del criterio

en términos de esfuerzos de corte y normales

trasformados en el plano de rotura.


La forma generalizada define la combinación de esfuerzos

principales en la rotura para el caso de macizos rocosos.

Esto esta basado en la suposición de que las diaclasas están

cercanamente espaciadas y que las mismas no tienen una

orientación preferente, de tal forma que el macizo rocoso

puede ser asumido como homogéneo e isotrópico.

EL criterio obedece:

EN donde mb, s y a son parámetros que dependen de la

estructura de las discontinuidades en el macizo rocoso.

Estos parámetros se correlacionan con el GSI

RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO

CRITERIOS DE FALLA HOEK Y BROWN

(1980)

c 1' mb 3' c = + 3' + S

a

[ ]

1' = Esfuerzo Efectivo Principal Axial

3' = Esfuerzo Efectivo Principal Confinante

c = Resistencia Compresiva Uniaxial de la Roca Intacta

Mb = Valor de constante m para la masa rocosa

Donde:

S y a = Constantes q´dependen caract. de la Masa rocosa

Ec. 01



c 1' mb 3' c = + 3' + S

½

[ ]

Para macizos rocosos de BUENA a RAZONABLES

CALIDAD, la falla puede ser definida estableciendo:

a = 0.5 en la ecuacion 01

Para macizos rocosos de MALA CALIDAD, la masa

Rocosa no tiene resistencia a la tracción o “cohesión”

Fallando los especimenes

Ec. 02



c 1' mb 3' c = + 3'

a

[ ] Ec. 03



Y los especímenes fallarán sin confinamiento.

Para estos macizos rocosos se establece un valor para

s = 0 , obteniéndose la ecuación 3

CRITERIO ACTUALIZADO DE HOEK -

BROWN

• La actualización se centró también en los

métodos para determinar m y s.

• Una parte de dicha actualización consistió en

presentar la ecuación original en tensiones

efectivas.

• Respecto a la determinación de los valores de

m y s se presentaron las siguientes relaciones

empíricas.

CRITERIO DE ROTURA DE HOECK Y

BROWN GENERALIZADO (2002)

31 3

a

ci b

ci

m s

15 20 3

100exp

28 14

100exp

9 3

1 1

2 6

b i

GSI

GSIm m

D

GSIs

D

a e e

mi = para roca intacta

mb = para roca fracturada

GSI = Geological Strength Index

D = factor que depende del

grado de alteración a que el

macizo ha sido sometido debido

a explosiones y relajación de

tensiones

• Para el caso de roca no alterada:

• Para el caso de roca alterada o, por ejemplo,

afectada por el efecto de voladura:

• Para roca intacta, s=1 y mb = mi, escribiéndose

la ecuación como sigue:

• En Hoek – Brown se dan las instrucciones para

obtener mi por medio de ensayos triaxiales.

• Hoek y Brown aportaron las siguientes

relaciones a partir del índice GSI de calidad

geomecánica del macizo rocoso.

• Para GSI > 25

• Para GSI < 25

• La resistencia a la compresión uniaxial se

obtiene haciendo σ3 = 0, en la ecuación (1):

• Y la resistencia a tracción se obtiene haciendo

σ’1 = σ’3 = σt, lo que representa una condición

de tensión biaxial.

• Para túneles:

Donde:

• σ’cm es la resistencia del macizo rocoso

• γ es el peso unitario del macizo rocoso

• H es la profundidad del túnel desde la superficie.

• Para taludes:

Siendo H la altura del talud.

INDICE DE RESISTENCIA

GEOLOGICA

GSI

INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA

GSI

• El Geological Strength Index (GSI), fue propuesto por Hoek (1995) y Hoek, Kaiser & Badwen (1995) que provee un sistema, para estimar la reducción de la resistencia del macizo rocoso para diferentes condiciones geológicas.

• La resistencia de un macizo rocoso fracturado depende de las propiedades de los bloques de roca intacta y, también, de la libertad de éstos para deslizar y girar bajo distintas condiciones de esfuerzo. Esta libertad está controlada por el perfil geométrico de los bloques de roca intacta, así como también, por la condición de las superficies que separan dichos trozos o bloques. Los trozos de roca angulosos, con caras definidas por superficies lisas y abruptas, producen un macizo rocoso mucho más competente que uno que contenga bloques completamente rodeados por material intemperizado y/o alterado.


(GIS)

• Uno de los problemas prácticos surge cuando se fija el valor del GSI en terreno, está relacionado con el daño por voladura. Donde sea posible, se debería usar la superficie no dañada para estimar el valor GSI, ya que el propósito principal es determinar las propiedades del macizo rocoso no perturbado. En todos aquellas superficies visibles que se hayan dañado a causa de la voladura, se debería de intentar hacer algo para compensar los valores del GSI más bajos obtenidos de esas caras libres. En caras libres recientemente voladas, se crearán nuevas discontinuidades por efecto de la voladura, las cuales resultan en un valor GSI que puede llegar a ser nada menos 10 puntos más bajo que el correspondiente al mismo macizo rocoso no perturbado por la voladura.

RELACIONES ENTRE mb/mi, s y a Y EL

INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA (GSI)

PARA MASA ROCOSA NO DISTURBADA

VALORES DE GSI > 25

exp mb/mi 100

28 GSI Ec. 06

100 exp 9

GSI s Ec. 07

0.5 a Ec. 08




VALORES DE GSI < 25

Ec. 09 0 s

Ec. 10 0.65 200

GS I a



• GSI: Geological Strength Index

• 0 ≤ GSI ≤ 100

• Si GSI = 100, roca intacta: se recupera el criterio H-B original

• Depende de las condiciones en la superficie y de la estructura del macizo

a

1’ = 3’ + c (mb (3’ / c ) + S)

1’ = Esfuerzo efectivo principal máximo en la falla

3’ = Esfuerzo efectivo principal mínimo en la falla

c = Resistencia compresiva uniaxial de las piezas de roca intacta

mb, s, a son las constantes de la composición, estructura y

condiciones superficiales de la masa rocosa

CRITERIO

GENERALIZADO DE

HOECK – BROWN

ESTRUCTURA

CO

NDI

CIO

N

DE

LA

SUP

ERF

ICIE

MUY

BUENA Superficies

rugosas y de

cajas

frescas(sin

señales de

intemperizaci

on ni de

alteración)

BUENA Superficies

rugosas,

cajas

levemente

intemprizadas

y/o alteradas,

con patinas

de oxido de

hierro

REGULA

R Superficies

lisas, cajas

moderadam

ente

intemperiza

das y/o

alteradas

MALA Superficies lisas y

cizalladas, cajas

intemperizadas

y/o alteradas, con

rellenos de

fragmentos

granulares y/o

arcillosos firmes

MUY MALA Superficies

lisas y

cizalladas,

cajas muy

intemperizada

s y/o

alteradas, con

rellenos

arcillosos

blandos

FRACTURADO EN BLOQUES

(BLOCKY) MACIZO ROCOSO CONFORMADO POR TROZOS

O BLOQUES DE ROCA BIEN TRABAJADOS, DE

FORMA CUBICA Y DEFINIDOS POR TRES SETS

DE ESTRUCTURAS, ORTOGONALES ENTRE SI

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.600

0.190

0.500

75,000

0.200

85

0.400

0.062

0.500

40,000

0.200

75

0.260

0.015

0.500

20,000

0.250

62

0.160

0.003

0.500

9,000

0.250

48

0.080

0.0004

0.500

3,000

0.250

34

FUERTEMENTE FRACTURADO EN

BLOQUES

(VERY BLOCKY) MACIZO ROCOSO ALGO PERTURBADO,

CONFORMADO POR TROZOS O BLOQUES DE

ROCA TRABADOS, DE VARIAS CARAS,

ANGULOSOS Y DEFINIDOS POR CUATRO O MAS

SETS DE ESTRUCTURAS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.400

0.062

0.500

40,000

0.200

75

0.290

0.021

0.500

24,000

0.250

65

0.160

0.003

0.500

9,000

0.250

48

0.100

0.001

0.500

5,000

0.250

38

0.070

0.000

0.530

2,500

0.300

25

FRACTURADO Y PERTURBADO

(BLOCKY/DISTURBED) MACIZO ROCOSO PLEGADO Y/O AFECTADO

POR FALLAS, CONFORMADO POR TROZOS O

BLOQUES DE ROCA DE VARIAS CARAS,

ANGULOSOS Y DEFINIDOS POR LA

INTERSECCIÓN DE NUMEROSOS SETS DE

ESTRUCTURAS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.240

0.012

0.500

18,000

0.250

60

0.170

0.004

0.500

10,000

0.250

50

0.120

0.001

0.500

6,000

0.250

40

0.080

0.000

0.500

3,000

0.300

30

0.060

0.000

0.550

2,000

0.300

20

DESISNTEGRADO

(DESINTEGRATED) MACIZO ROCOSO MUY FRACTURADO Y

QUEBRADO, CONFORMADO POR UN CONJUNTO

POBREMENTE TRABADO DE BLOQUES Y

TROZOS DE ROCA, ANGULOSOS Y TAMBIEN

REDONDEADOS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.170

0.004

0.500

10,000

0.250

50

0.120

0.001

0.500

6,000

0.250

40

0.080

0.000

0.500

3,000

0.300

30

0.060

0.000

0.550

2,000

0.300

20

0.040

0.000

0.600

1,000

0.300

10

CARACTERIZACION GEOTECNICA DEL MACIZO ROCOSO

INDICE GEOLOGICO DE RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO

CARACTERISTICAS

DE LA MASA

ROCOSA

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

CRITERIO

GENERALIZADO

DE HOEK Y

BROWN

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

01

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

02

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

02

CONDICIONES TIPICAS DE TUNELES (3 A 10 m DE LUZ)

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

03

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

04

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

05

G.S.I. MODIFICADO

COMPARACION ENTRE

SISTEMAS DE CLASIFICACION

DE MACIZOS ROCOSOS

COMPARACION ENTRE SISTEMAS DE

CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS TODOS LOS SISTEMAS DE CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS

SON PRODUCTOS DE OBSERVACIONES Y SE HAN DESARROLLADO EMPIRICAMENTE PLANTEANDO PARAMETROS DE CALIDAD DE ROCA SOBRE LA BASE DE SUS CARACTERISTICAS MECANICAS, DE SU CAPACIDAD DE SOPORTE A LAS SOLICITACIONES DE CARGA Y SU COMPORTAMIENTO POR UN DETERMINADO TIEMPO.

LOS SISTEMAS RQD Y Q (NGI) INCLUYEN UN NUMERO SUFICIENTE DE DATOS FISICOS Y MECANICOS DE LA ROCA PARA EVALUAR TODOS LOS FACTORES QUE INFLUYEN EN LA ESTABILIDAD DE UNA EXCAVACION SUBTERRANEA.

EL SISTEMA SRC INCLUYE DATOS SUPERFICIALES DE ASPECTOS GEOLOGICOS Y GEOMECANICOS. INCLUYE LA NEOTECTONICA.

EN CAMBIO EL SISTEMA RSR INCIDE EN LA CAPACIDAD DEL TIPO DE SOPORTE Y LAS DIMENSIONES DE LA EXCAVACION.

EN OTRO SENTIDO LAUFFER DESARROLLA EL COMPORTAMIENTO DE LA EXCAVACION POR SUS DIMENSIONES, Y POR UN TIEMPO DETERMINADO.

RABCEWICZ Y LAS NORMAS ALEMANAS (B-2203) E BASAN EN EL COMPORTAMIENTO DEL MACIZO ROCOSO Y LAS DIFICULTADES QUE OPONEN AL AVANCE DE UNA EXCAVACION.

CONCEPTOS SOBRE LAS CLASIFICACIONES

GEOMECANICAS “LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS SON UN METODO DE

INGENIERIA GEOLOGICA QUE PERMITE EVALUAR EL COMPORTAMIENTO GEOMECANICO DE LOS MACIZOS ROCOSOS, Y DE AQUÍ ESTIMAR LOS PARAMETROS GEOTECNICOS DE DISEÑO Y EL TIPO DE SOSTENIMIENTO DE UN TUNEL” SUDAFRICA, BIENIAWSKI, 1989

“LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS SON PROCEDIMIENTOS EMPIRICOS QUE NOS AYUDAN A EVALUAR EL COMPORTAMIENTO ESTRUCTURAL DE LAS ROCAS Y CON AYUDA DE ENSAYOS DE LABORATORIO ESTIMAR PARAMETROS GEOTECNICOS , PARA OBTENER UN GRADO MINIMO DE SEGURIDAD EN EL DISEÑO DE LA EXCAVACION DE TUNELES EN ROCAS “ PERU, 2001

“LAS CLASIFICACIONES GEOMECANICAS NO DEBEN SER UTILIZADAS PARA REALIZAR DISEÑOS DE SOSTENIMIENTOS EN LAS EXCAVACIONES DE TUNELES” PERU, 2004

“SE NECESITA DE POR LO MENOS LA UTILIZACION DE 02 PROCEDIMIENTOS DE CLASIFICACION PARA EVALUAR UN ESTUDIO” PERU, 2002

HISTORIA DE LAS CLASIFICACIONES • CLASIFICACION DE ROCAS DE TERZAGHI (1946).

• CLASIFICACION DE STINI Y LAUFFER (1958).

• CATERPILLAR TRACTOR Co.(1966)

• OBERT & DUVAL (1967) PARA MINERIA.

• EGE (1968) TUNELES R.RISTALINAS.

• KRUSE et al (1969) REVESTIMIENTO TUNELES.

• GOODMAN & DUNCAN (1971) TALUDES.

• LAUBASHER (1974) PARA MINERIA.

• CLASIFICACION DE WICKHAM et al., 1972 R.S.R.

• CLASIFICACION CSIR DE MACIZOS ROCOSOS FISURADOS (1973) COAUTOR BIENIAWSKI.

• INDICE DE CALIDAD TUNELERA BARTON (1975).

• CLASIFICACION DE PROTODIAKONOV (1976).


• CLASIFICACION SRC (1983) DE GONZALES DE VALLEJO.

• ROMANA (1985).


• PALMSTROM ( 1995) INDICE Rmi.

• CLASIFICACION DE RABCEWICZ (NATM)NORMA ALEMANA.


DE TERZAGHI • PROPUSO ESTA CLASIFICACION PARA CALCULAR LAS CARGAS

QUE DEBEN SOPORTAR LOS MARCOS DE ACERO EN LOS TUNELES.

• EXPERIMENTO EN TUNELES FERROCARRILEROS CON REFUERZO DE ACERO EN LOS ALPES.

• DESTACA LA IMPORTANCIA DE LA EXPLORACION GEOLOGICA QUE DEBERA HACERSE ANTES QUE SE TERMINE EL DISEÑO Y SOBRE TODO INSISTE EN CONSEGUIR INFORMACION SOBRE LOS DEFECTOS EN LA FORMACION DE LA ROCA.

“DESDE EL PUNTO DE VISTA DE INGENIERIA, EL CONOCIMIENTO DEL TIPO DE DEFECTO EN LA ROCA Y EN SU INTENSIDAD PUEDE SER MAS IMPORTANTE QUE EL TIPO DE ROCA QUE SE PUEDA ENCONTRAR. POR LO TANTO, DURANTE LA EXPLORACION HAY QUE DAR ESPECIAL ATENCION A LOS DEFECTOS DE LA ROCA. EL INFORME GEOLOGICO DEBERA CONTENER UNA DESCRIPCION DETALLADA DE LOS EFECTOS OBSERVADOS EN TERMINOS GEOLOGICOS. TAMBIEN DEBERA MENCIONAR LA ROCA DEFECTUOSA EN TERMINOS DE TUNELEO, COMO POR EJEMPLO: ROCA EN BLOQUE, JUNTEADA, ROCA QUE SE COMPRIME O EXPANDE.”



ROCA INALTERADA, no tiene fisuras ni ramales. Por lo tanto, cuando se rompe, lo hace a través de la roca sana. Debido al daño que se hace a la roca con el uso de explosivos, pueden caer del techo desgajes de roca varias horas o varios dias despues de la voladura. Esta condición se llama desprendido. La roca dura, inalterada, también puede verse afectada por chasquidos, lo que implica la separación espontánea y violenta de láminas de roca de las paredes o del techo.

ROCA ESTRATIFICADA, esta constituída por capas unitarias con pocas o ninguna resistencia a la separación a lo largo del plano limítrofe entre estratos. La capa puede haberse debilitado o no debido a fracturas transversales. Los desprendimientos son comunes en este tipo de rocas.

ROCA MEDIANAMENTE FISURADA, tiene fisuras y ramaleos pero los bloques entre las juntas están soldados o tan intimamente embonados que las paredes verticales no necesitan refuerzo. En rocas de este tipo, se puede encontrar a la vez el desprendimiento y el chasquido.



ROCA AGRIETADA EN BLOQUES, es una roca químicamente inalterada o casi inalterada, cuyos fragmentos se encuentran totalmente separados unos de otros y no embonan. Esta clase de rocas puede necesitar además laterales en las paredes.

ROCA TRITURADA, pero químicamente sana tiene la apariencia de ser un producto de trituradora. Si los fragmentos, en su mayoría o todos son del tamaño de arena y no ha habido recementación, la roca triturada que esta abajo del nivel de las aguas freáticas tienen las propiedades de una arena saturada.

ROCA COMPRIMIDA, avanza lentamente en el túnel sin aumento perceptible de volumen. Un prerequisito de compresión es un porcentaje elevado de partículas microscópicas o submicrocópicas de micas o de minerales arcillosos de poca expansibilidad.

ROCA EXPANSIVA, avanza básicamente en el túnel debido a su propia expansión. La capacidad de esponjamiento parece estar limitada a las rocas que contienen minerales arcillosos como la montmorillonita, con una alta capacidad de expandirse.



Hp

Ht

H b

W

B

218




DE TERZAGHI EL CONCEPTO USADO POR TERZAGHI REPRESENTA EL

MOVIMIENTO DE ROCA SUELTA HACIA EL TUNEL.

Durante la construcción del Túnel habrá algún relajamiento de la cohesión de la formación rocosa arriba y en los lados del túnel.

La rocas suelta dentro del área a c d b tendera a interrumpir en el túnel.

A este esfuerzo se opondrán fuerzas de fricción a lo largo de los límites laterales a c y b d y estas fuerzas de fricción transfieren la parte más importante del peso de la carga de roca W al material de los lados del túnel.

El techo y los lados del túnel no tienen que soportar más que el resto de la carga que equivale a una altura Hp.

El ancho B1 de la zona de la roca donde existe movimiento, dependerá de las características de la roca y de las dimensiones Ht y B del túnel.

TERZAGHI REALIZO MUCHAS PRUEBAS EN MAQUETAS, UTILIZANDO ARENA SIN COHESION PARA ESTUDIAR LA FORMA DE LO QUE EL LLAMABA EL “ARCO DEL SUELO” ENCIMA DEL TUNEL.

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS TERZAGHI

CLASIFICA LOS TERRENO EN 9 TIPOS ATENDIENDO ESENCIALMENTE A LAS CONDICIONES DE FRACTURACION EN LAS ROCAS Y A LA COHESION O EXPANSIVIDAD EN LOS SUELOS.

Considera la disposición de la estratificación respecto al túnel en la previsión de desprendimientos que se resumen en tres normas especificas:

Con estratificación vertical el techo será estable en general, pero se pueden producir caídas de bloques en una altura de 0.25 B (B es el ancho del túnel).

Con estratificación horizontal de gran potencia y con pocas juntas, la excavación será estable sin roturas.

Con estratificación horizontal de pequeña potencia y/o gran cantidad de juntas, en el techo se desarrollarán roturas, formándose un arco apuntando sobre el túnel, con anchura la de este y altura la mitad de la dimensión anterior. Este proceso es progresivo y se detendrá si se coloca rápidamente un sostenimiento.

LO VALORES DE TERZAGHI SON DE APLICACIÓN PARA DIMENSIONES DE SOSTENIMIENTOS CLASICOS CERCHA Y HORMIGON, QUE SE CONSIDERAN CONSERVADORES PARA ROCAS DE BUENA CALIDAD Y SU CAMPO DE APLICACIÓN ES PARA TUNELES DE TAMAÑO MEDIO DEL ORDEN DE 8 METROS.

CLASIFICACON DE TERZAGHI,1946

ORIGINAL

CLASIFICACON DE

TERZAGHI,1946

MODIFICADO POR

DEERE 1970

CLASIFICACION DE TERZAGHI (1946) MODIFICADO POR

DEERE Y ROSE 1982

CLASIFICACION DE TERZAGHI (1946) MODIFICADO

CLA

SE TERRENO

TIPO DE

TERRENO

CARGA DE ROCA Hp (m) OBSERVACIONES

INICIAL FINAL

1 ROCA DURA Y SANA CERO CERO Revestimiento solo si hay caida de bloques.

2 ROCA

DURA.

ESTRATIFICADA O

ESQUISTOSA

...... ------------- Depende de buzamiento. Caida de bloques

probable.

3 ROCA

MASIVA.

MODERADAMENTE

DIACLASADA.

---------- 0 a 0.25 B Caida de bloques probable. Empuje lateral si

hay estaratos inclinados.

4 ROCA

MODERADAMENTE

FRACTURADA.

BLOQUES Y LAJAS

---------- 0.25 B a 0.35 (B +

Ht)

Necesita entibación rápida. Empuje lateral

pequeño.

5 ROCA MUY FRACTURADA --------- (0.35 a 1.10) (B +

Ht)

Entibación inmediata. Empuje lateral

pequeño.

6 ROCA COMPLETAMENTE

FRACTURADA PERO SIN

METEORIZACION ---------- 1.10 (B + Ht)

Entibación continua. Empuje lateral

cosiderable.

6´ GRAVA

ARENA DENSA

0.54 a 1.2

(B+H) 0.62 a 1.38 (B+H)

Los valores mas altos corresponden a

grandes deformaciones que aflojan el terreno.

6” GRAVA

ARENA SUELTA

0.94 a 1.2

(B+H) 1.08 a 1.38 (B+H) Empuje lateral. Ph=3.0 y (Hr Ho,5H)

7 SUELO

COHESIVO

PROFUNDIDAD

MODERADA 1.1 a 2.1 (B+H) Fuerte empuje lateral.

8 SUELO

COHESIVO

PROFUNDIDAD

GRANDE 2.1 A 4.5 (B+H) Entibación contínua con cierre en la base

9 SUELO O

ROCA

EXPANSIVA EXPANSIVO

Hasta 80 m. Sea

cual sea (B+H)

Entibación contínua y circular (y deformable

en casos extremos)

CLASIFICACION DE TERZAGHI (1946) MODIFICADO POR

MANUEL ROMANA 2000

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y LAUFFER STINI, EN SU MANUAL DE GEOLOGIA DE TUNELES PROPUSO UNA

CLASIFICACIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS (1958) Y COMENTO MUCHAS DE LAS CONDICIONES ADVERSAS QUE PUEDEN ENCONTRASE EN A CONSTRUCCION DE TUNELES. INSISTIO SOBRE LA IMPORTANCIA DE LOS DEFECTOS ESTRUCTURALES DE LA ROCA Y DESACONSEJO QUE SE EXCAVARA PARALEO AL RUMBO DE DISCONTINUIDADES MUY INCLINADAS.

MIENTRAS QUE TERZAGHI Y STINI ESTUDIABAN LA INESTABILIDAD EN RELACION CON EL TIEMPO EN LOS TUNELES, FUE LAUFFER QUIEN LLAMO LA ATENCION SOBRE LA IMPORTANCIA DEL TIEMPO QUE PERMANECIAN ESTABLES LAS EXCAVACIONES EN DIFERENTES TIPOS DE ROCA, INCLUSO EN MINAS ABANDONADAS.

EL TIEMPO DE SOSTEN ES EL LAPSO DURANTE EL CUAL UNA EXCAVACION SERA CAPAZ DE MANTENERSE ABIERTA SIN ADEME, MIENTRAS QUE EL CLARO ACTIVO ES EL CLARO SIN ADEME MAS GRANDE EN EL TUNEL ENTRE EL FRENTE Y LOS REFUERZOS.

LAUFFER PENSO QUE EL TIEMPO SE SOSTEN ES UN CLARO ACTIVO CUALQUIERA ESTA RELACIONADO CON LAS CARACTERISTICAS DE LA ROCA

EL TRABAJO DE STINIY LAUFFER QUE SE PUBLICO EN ALEMAN HA DESPERTADO POCO INTERES EN EL MEDIO DE HABLA INGLESA. SIN EMBARGO HA TENIDO UNA INFLUENCIA DTERMINANTE EN LOS SISTEMAS DE CLASIFICACION MAS RECIENTES COMOLOS QUE PROPUSIERON BREKKE Y HOWARD Y BIENIAWSKI.

LA CLASIFICACION ORIGINAL FUE MODIFICADA TAMBIEN POR PACHER et al. (1974) QUE AHORA FORMA PARTE DE LA PROPUESTA GENERAL DE TUNELERIA CONOCIDA COMO EL METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA.

LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y LAUFFER

< S

> S





LA CLASIFICACION DE LAS ROCAS DE STINI Y

LAUFFER

TIPO LONGITUD

LIBRE

TIEMPO

ESTABLE DESCRIPCION

A 4 m. 20 AÑOS SANA

B 4 m. 6 MESES ALGO

FRACTURADA

C 3 m. 1 SEMANA FRACTURADA

D 1.5 m. 5 HORAS FRIABLE

E 0.8 m. 20 MINUTOS MUY FRIABLE

F 0.4 m. 2 MINUTOS DE EMPUJE

INMEDIATO

G 0.15 m. 10 SEGUNDOS

DE EMPUJE

INMEDIATO

FUERTE

SEGÚN LAUFFER, EL TIPO A NO NECESITA SOSTENIMIENTO, LOS TIPOS B Y

C NECESITAN SOSTENIMIENTO DE TECHO, EL TIPO D REQUIERE CERCHAS

LIGERAS, EL TIPO E CERCHAS PESADAS, Y LOS TIPOS F Y G REQUIEREN

SOSTENIMIENTO PESADO INMEDIATO EN EL FRENTE.







CUADRO ESQUEMATICO DE TIPOS REVESTIMIENTOS NATM SEGÚN

CLASIFICACION DE LAUFFER


DE LA ROCA (R.Q.D.) DESARROLLADO POR DEERE EN 1967.

SE DESARROLLO PARA PROVEER UN ESTIMADO CUANTITATIVO DE LA CALIDAD DE LA MASA ROCOSA, A PARTIR DE LOS TESTIGOS DE PERFORACION DIAMANTINA.

EL RQD ES DEFINIDO COMO PORCENTAJES DE PIEZAS DE TESTIGOS INTACTOS MAYORES DE 100 mm (4 PULGADAS) EN LA LONGITUD DEL TESTIGO.

EL TESTIGO DEBERA TENER POR LO MENOS UN TAMAÑO NX (54.7 mm O 2.15 PULGADAS DE DIAMETRO) Y DEBERA SER PERFORADO CON UN CILINDRO DE DOBLE TUBO DE PERFORACION.

PALMSTRON (1982) SUGIRIO QUE, CUANDO NO SE TIENE TESTIGOS DE PERFORACION PERO LAS TRAZAS DE LAS DISCONTINUIDADES SON VISIBLES EN AFLORAMIENTOS SUPERFICIALES O EN SOCAVONES EXPLORATORIOS, EL RQD PUEDE SER ESTIMADO A PARTIR DEL NUMERO DE DISCONTINUIDADES POR UNIDAD DE VOLUMEN.

LA REALACION SUGERIDA PARA MASAS ROCOSAS LIBRES DE ARCILLA ES: RQD = 115 – 3.3 Jv

DONDE Jv ES LA SUMA DEL NUMERO DE DISCONTINUIDADES POR UNIDAD DE LONGITUD DE TODAS LAS FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES, CONOCIDO COMO EL CONTEO VOLUMETRICO DE DISCONTINUIDADES.


DE LA ROCA (R.Q.D.)

INDICE DE DESIGNACION DE LA

CALIDAD DE LA ROCA (R.Q.D.)


DE LA ROCA (R.Q.D.) EL RQD ES UN PARAMETRO DIRECCIONALMENTE DEPENDIENTE Y

SU VALOR PUEDE CAMBIAR SIGNIFICATIVAMENTE, DEPENDIENDO SOBRE TODO DE LA ORIENTACION DEL TALADRO.

EL USO DEL CONTEO VOLUMETRICO DE DISCONTINUIDADES PUEDE SER MUY UTIL EN LA REDUCCION DE ESTA DEPENDENCIA DIRECCIONAL.

HAY QUE TENER MUY PRESENTE IDENTIFICAR LAS DISCONTINUIDADES NATURALES DE LAS FRACTURAS CAUSADAS POR LA PERFORACION PARA QUE SEAN IGNORADAS.

EL RQD DE DEERE SE USA EN NORTEAMERICA DESDE LOS ULTIMOS 25 AÑOS.

MUCHOS HAN INTENTADO RELACIONAR EL RQD A LOS FACTORES DE CARGA ROCOSA DE TERZAGHI Y A LOS REQUERIMIENTOS DEL EMPERNADO DE TUNELES. CORDING Y DEERE (1972), MERROT (1972) Y DEERE AND DEERE (1988).

SE DICE QUE EL ESPACIAMIENTO ENTRE LAS FRACTURAS DECRECE CON EL INCREMENTO DE LA METEORIZACIÓN, POR LO QUE EL R Q D CRECERÍA. ¿ Y EL DETERIORO DEL MACIZO?


DE LA ROCA (R.Q.D.) (Jv)

PARA REALIZAR EL CALCULO DEL RQD TAMBIEN SE PUEDE

UTILIZAR EL CONTEO O COMPUTO VOLUMETRICO (CANTERAS)

El cómputo volumétrico de diaclasamiento es la suma del número de

diaclasas por metro para cada familia de diaclasas. Se selecciona la

cara de un talud así como para la determinación del índice del tamaño

del bloque. Para cada familia de diaclasas se calculan los

espaciamientos promedio verdaderos de las diaclasas en dicha familia

a partir del número de diaclasas que se encuentran sobre una

distancia específica medida normal a la familia. El conteo volumétrico

de diaclasas es la suma del número de diaclasas por unidad de

longitud para todas las familias. Por ejemplo,





Cómputo volumétrico de diaclasas:

6/20 + 2/10 + 20/10 + 20/5 = 0.3 + 0.2 + 2.0 + 4.0 = 6.5 diaclasas / m3


DE LA ROCA (R.Q.D.)

PARA REALIZAR EL CALCULO DEL RQD CUANDO NO SE TIENE

TESTIGOS DE PERFORACION SE PUEDE REALIZAR DE UTILIZANDO

FORMULAS EMPIRICAS COMO:

RQD = 100 x e (0.1 + 1)

DONDE:

= Numero de discontinuidades por metro lineal

Ejemplo:

Numero de discontinuidades = 228

Longitud de la línea = 24

Entonces = 228/24 = 9.50 disc/m.

RQD = 100 x e (0.1x 9.50 + 1)

RQD = 75.42 = 75%

-0.1(9.50)

-0.1( )

RELACION ENTRE EL TAMAÑO DE LOS BLOQUES

EN LOS SISTEMAS CLASIFICACON

EL TAMAÑO DE BLOQUE ES UN ESTA REPRESENTADO EN LOS

PRNCIPALES SISTEMAS DE CLASIFCACION INGENIERILES Y CUALITATIVOS DE MACIZOS ROCOSOS TALES COMO:

EL SISTEMA Q, LA RELACON ENTR EL RQD Y UN FACTOR PARA EL NUMERO DE FAMILIAS DE DIACLASA (Jn).

EN EL SISTEMA RMR, EL RQD Y EL ESPACIAMIENTO DENTRE LAS DIACLASAS (S)

EN EL Rmi (ROCK MASS NDEX), EL VOLUMEN DE BLOQUE (Vb) Y EL NUMERO DE FAMILIAR DE DACLASAS, Y EL NUMERO DE FAMILIAS DE DIACLASAS (nj) CUANDO EL Rmi ES APLICADO EN LA EVALUACION DEL SOSTENIMIENTO DE ROCAS.

TAMBIEN EL SSTEMA CUALITATIVO GSI (GEOLOGICAL STRENGTH INDEX) APLICA EL TAMAÑO DE BLOQUE, EXPRESADO COMO DVERSOS GRADOS DE BLOQUEADO Y ROTURA DE MACIZOS ROCOSOS, PARA LA DETERMINACION DE SUS VALORES PARA LA RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO.

RELACION ENTRE EL TAMAÑO DE LOS

BLOQUES Y EL (R.Q.D.)



MEDIDAS SOBRE

SUPERFICIES

ROCOSAS

MEDIDAS SOBRE

TESTIGOS DE

SONDEO

MEDIDAS SISMICAS

DE REFRACCON

Tamaño de bloque

(volumen de bloque)

(Vb)

Rock Quality

Designation (RQD)

Velocidades sísmicas

del macizo rocoso

Numero volumétrico de

diaclasas (Jv)

Frecuencia de fracturas

Espaciamiento entre

diaclasas (S)

Diaclasas interceptadas

Densidad ponderada de

diaclasado (wJd)

Densidad ponderada de

diaclasado (wJd)

Rock Quality

Designation (RQD)

Volumen de bloque (Vb)

METODOS PRINCIPALES DE MEDIDA DEL TAMAÑO DE

BLOQUES



“ES AMPLIAMENTE ACEPTADO QUE EL ESPACIAMIENTO ENTRE

DIACLASAS ES DE GRAN MPORTANCIA EN LA VALORACION DE LA ESTRUCTURA DE UN MACIZO ROCOSO. LA PRESENCIA DE DIACLASAS REDUCE LA RESISTENCIA DE UN MACIZO ROCOSO Y SU ESPACIAMIENTO GOBIERNA EL GRADO DE TAL REDUCCION” (BIENIAWSKI, 1973).

EL RMR APLICA CALIFICACIONES AL ESPACIAMIENTO ENTRE DIACLASAS SEGÚN CLASIFICACION DE DEERE (1968). CUANDO SE TENE UNA SOLA FAMILIA DE DIACLASAS, COMO EN LA FIG. 3 (IZQUIERDA), ES FACIL MEDIR EL ESPACIAMIENTO. PERO SE TIENE MAS DE UNA FAMILIA, COMO OCURRE EN LA FIG.3 (DERECHA), O SE TIENE UN ESQUEMA DE DIACLASADO COMPLICADO COMO EN LAS FIG. 1 Y 2, BIENIAWSKI (1973) NO EXPLICA COMO CALCULA EL ESPACIAMIENTO.

SEGÚN EDELBRO (2003) “SERA CONSIDERADA LA MENOR CALIFICACION SI HAY MAS DE UNA FAMILIA Y EL ESPACIAMIENTO DE DIACLASAS VARIA”



EN CASOS CUANDO ES USADO UN

ESPACIAMIENTO MEDIO ENTRE DIACLASAS Y

EXISTE MAS DE UNA FAMILIA, PUEDE EMPLEARSE

LA SGUIENTE EXPRESION

DONDE Vb = VOLUMEN DE

BLOQUE (m3)



ALGUNOS GEOTECNICOS APLICAN LA EXPRESION

SIGUIENTE: DONDE S1,S2,S3 ETC, SON

ESPACIAMIENTOS MEDIOS DE CADA

UNA DE LAS FAMLIAS DE DIACLASAS.

PERO LA EC. ADJUNTA NO

CARACTERIZA CORRECTAMENTE EL

ESPACIAMIENTO ENTRE DIACLASAS






























RELACION RQD – LUZ – TIPO

SOSTENMIENTO (Merrit, 1972)

RQD – RELACION FACTOR CARGA TERZAGHI-RQD

– RELACION RD-LUZ Y TIPO DE SOSTENIMIENTO

(Metros)

SOSTENIMIENTO MEDIANTE EL USO DEL

RQD Y ANCHO DEL TUNEL (PIES)

SOSTENIMIENTO MEDIANTE EL USO

DEL RQD


POR WICKHAM (1972)

WICKHAM, UTILIZO PARA EL DESARROLLO DE ESTE SISTEMA SU EXPERINCIA PERO TUNELES RELATIVAMENTE PEQUEÑOS SOSTENIDOS POR MEDIO DE ARCOS METALICOS (CERCHAS), AUNQUE FUE ESTE SISTEMA EL PRIMERO EN HACER REFERENCIA AL SHOTCRETE COMO SOSTENIMIENTO.

ESTE SISTEMA DEMUESTRA LA LOGICA INVOLUCRADA EN EL DESARROLLO DE UN SISTEMA DE CLASIFICACION DEL MACIZO ROCOSO CUASI-CUANTITATIVO Y LA UTILIZACION DEL INDICE RESULTANTE PARA ESTIMAR EL SOSTENIMIENTO.

LA IMPORTANCIA DEL SISTEMA RSR, ES QUE INTRODUCE EL CONCEPTO DE VALORACION DE CADA UNO DE LOS COMPONENTES DE ACUERDO A UN VALOR NUMERICO:

RSR = A + B + C

INQUIETUD DE WICKHAN

../../../../CICLO%202005-II/EXPOSICIONES%20PWP%202005-II/MINA%20COBRIZA.mpg


POR WICKHAM (1972)

LOS PARAMETROS A , B Y C SON LOS SIGUIENTES:

PARAMETRO A; GEOLOGIA: APRECIACION GENERAL DE LA ESTRUCTURA GEOLOGICA EN BASE A:

a) Origen del tipo de roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria).

b) Dureza de la roca (dura, mediana, suave, descompuesta).

c) Estructura geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada.

PARAMETRO B; GEOMETRIA: EFECTO DEL ARREGLO DE LAS DISCONTINUIDADES CON RESPECTO A LA DIRECCION DE AVANCE DEL TUNEL, EN BASE A:

a) Espaciamiento de las discontiunidades.

b) Orientación de las dscontinuidades (rumbo y buzamiento).

c) Dirección del avance del túnel.

PARAMETRO C; EFECTO DEL FLUJO DE AGUA SUBTERRANEA Y DE LA CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES, EN BASE A:

a) Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados.

b) Condición de las dscontinuidades (Bueno, regular, pobre).

c) Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).

NOTE QUE LA CLASIFICACION RSR UTILIZA UNIDADES IMPERIALES

PARAMETRO A: GEOLOGIA GENERAL DEL AREA

TIPO DE ROCA BASICO

DUR

O MEDIO SUAVE DESCOMP. ESTRUCTURA GEOLOGICA

IGNEO 1 2 3 4

MASIV

A

LIGERAMEN.

PLEGADA O

FALLADA

MODERAD

PLEGADA

O

FALLADA

INTENSA

MENTE

PLEGADA

O

FALLADA

METAMORFICO 1 2 3 4

SEDIMENTARIO 2 3 4 4

TIPO 1 30 22 15 9

TIPO 2 27 20 13 8

TIPO 3 24 18 12 7

TIPO 4 19 15 10 6

PARAMETRO B: MODELO DE DISCONTINUIDADES

ESPACIAMIENTO

PROMEDIO DE LAS

DIACLASAS O JUNTAS

RUMBO PERPENDICULAR AL EJE RUMBO PARALELO AL EJE

DIRECCION DE AVANCE DIRECCION DE AVANCE

AMBOS CON EL

BUZAMIENTO

CONTRA EL

BUZAMIENTO CUALQUIER DIRECCION

BUZAMIENTO DE LAS DIACLASAS

IMPORTANTES*

BUZAMIENTO DE LAS

DIACLASAS

IMPORTANTES

BAJO MEDIANO ALTO MEDIANO ALTO BAJO MEDIANO ALTO

1.DIACLASADO MUY CERCANO,

<2 9 11 13 10 12 9 9 7

2.DIACLASADO CERCANO, 2-6

PULG. 13 16 19 15 17 14 14 11

3.DIACLASADO MODERADO, 6-12 23 24 28 19 22 23 23 19

4.MODERADO A BLOQUEADO 1-2

PIES 30 32 36 25 28 30 28 24

5. BLOQUEADO A MASIVO, 2-4

PIES 36 38 40 33 35 36 24 28

6. MASIVO, > 4 PIES 40 43 45 37 40 40 38 34

* BUZAMIENTO: BAJO: 0-20°, Y VERTICAL: 50-90°

PARAMETRO C: AGUA SUBTERRANEA,

CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES

FLUJO DE AGUA ANTICIPADO

gpm/1000 PIES DE TUNEL

SUMA DE PARAMETROS A + B

13 - 14 45 - 75

CONDICION DE JUNTAS *

BUENO REGULAR MALO BUENO REGULAR MALO

NINGUNO 22 18 12 25 22 18

LIGERO, < 200 gpm 19 15 9 23 19 14

MODERADO, 200 – 1000 gpm 15 22 7 21 16 12

SEVERO, > 1000 gpm 10 8 6 18 14 10

* CONDICION DE JUNTAS: BUENO = AJUSTADO; REGULAR = LIGERAMENTE

INTEMPERIZADA O ALTERADA; MALO = SEVERAMENTE INTEMPERIZADO, LTERADO O

ABIERTO.

ESTIMADOS DEL SOSTENIMIENTO RSR

PARA TUNEL CIRCULAR DE 24 PIES (7.3 m)

DIAMETRO. WICKHAM, 1972


POR WICKHAM (1972)

EN FUNCION A DESARROLLAR UNA RELACION ENTRE RSR Y EL SOPORTE DEL TUNEL NACE EL CONCEPTO DE UN ESTÁNDAR DATUM SUPPORT (SDS)

ESTE SDS ESTA IDENTIFICADO POR UNA CIMBRA DE ACERO, CUYAS MEDIDAS EN SU SECCION TRANSVERSAL Y LONGITUD DEL ESPACIAMIENTO ENTRE EJES EN SU INSTALACION TIENEN LA CAPACIDAD DE SOPORTR UNA CARGA PATRON, IGUAL AL PESO DE UNA COLUMNA DE ARENA SUELTA Y SATURADA CON AGUA BAJO UNA NAPA FREATICA.

EL AREA QUE OCUPA ESTA COLUMNA SE SITUA EN LA PROYECCION SUPERIOR DEL ANCHO DEL TUNEL HASTA LA SUPERFICIE Y ESTA SE DA POR LA ECUACION EMPIRICA DE TERZAGHI.

Hp = 1.38 (B + H)

Donde:

Hp = Carga (m)

B = Ancho del túnel (m)

H = Altura del túnel (m)


POR WICKHAM (1972)

PARA UN DETERMINADO DIAMETRO DE TUNEL Y FIJADAS LAS

CARACTERISTICAS DE LA SECCION TRANSVERSAL DE LA CIMBRA DE

ACERO POR UNA SIMPLE RELACION DE CALCULO SE PUEDE DETERMNAR

EL ESPACIAMIENTO ENTRE CIMBRAS NECESARIAS PARA SOPORTAR LA

CARGA REFERENCIAL NORMALIZADA.

A ESTA RELACIONE SE DENOMINA RIB RATIO (RR) Y PUEDE SER USADA

PARA COMPARAR EL ACTUAL ESPACIAMIENTO FIJADO, CON EL

ESPACIAMIENTO FIJADO POR LA NORMA DE CARGUIO REFERENCIAL.

RR = SDS x 100/Espaciemiento real fijado

EN EL GRAFIO SIGUIENTE, CONOCIDO EL VALOR RSR, SE PUEDE

DETERMINAR EL VALOR RR Y CON ESTE SE DETERMINA LA CIMBRA DE

ACERO REQUERIDA PARA UN DIAMETRO O ANCHO DE TUNEL DADO.

ESTA RELACION LA DETERMINO WICKHAM, DISEÑANDO DIAGRAMAS PARA

PREDECIR EL SOPORTE EN LOS TUNELES.

LA RELACION DEL GRAFICO NOS PERMITE DESARROLLAR LA SIGUIENTE

ECUACION EMPIRICA, DONDE PUEDE PREDECIRSE EL EMPUJE DE ROCA

(WR), POR CONOCIMIENTO DEL RSR Y LAS MEDIDAS DEL TUNEL ECAVADO

EN METROS:

WR = 26 (B + H)[(8800/RSR+30) - 80] en Kg/cm²

CORRELACION ENTRE VALORES R.R. Y R.S.R.

DETERMINANTES PARA LA CALIFICACION DEL TIPO DE

SOPORTE

LA CURVA EMPIRICA PROVIENE DE UNA MEDIA ESTADISTICA DE TODOS LOS PUNTOS

CONSIDERADOS POR WIKCHAM.

(RR + 80) (RSR + 30) = 8800

CLASIFICACION CSIR

SOUTH AFRICAN COUNCIL FOR

SCIENTIFIC AND INDUSTRIAL

RESEARCH

(CONSEJO DE SUDAFRICA DEL SUR

PARA LA INVESTIGACION CIENTIFICA E

INDUSTRIA)


MACIZOS ROCOSOS FISURADOS • Se dice que “errar es humano” (Alexander Pope, 1688-1744) y que “Los

científicos e ingenieros aprenden de sus errores” (Henry Petroski,

1991) pero llega un momento en que debemos revisar nuestros errores y

efectuar las correcciones necesarias para evitarlos en el futuro.

“ Por mi parte, he recopilado una cantidad

significativa de material que demuestra que los mitos

(o errores de concepto) todavía persisten cuando

se usan las clasificaciones geomecánicas y me

gustaría ofrecer algunas soluciones que emergieron

a lo largo de los 10 años que pasaron entre mis dos

Doctor Honoris Causa y que siguen desarrollándose .

Richard Z. Bieniaswki , junio 2011

CLASIFICACION CSIR DE LOS MACIZOS ROCOSOS FISURADOS

1. RESISTENCIA DE LA ROCA INALTERADA

Bieniawski emplea la clasificacion de la resistencia a la compresión uniaxial de la roca que propone Deere y Miller (1966). Como alternativa se podra utilizar la “Clasificacion de carga puntual”, para cualquier tipo de roca excepto la muy frágil.

2. RQD (Indice de calidad de la roca según Deere).

3. ESPACIAMIENTO DE FISURAS

Fisuras se utiliza para toda clase de discontinuidades: fisuras, planos de estartificacion y otros. De nuevo Bieniawski utiliza la clasificación propuesta por Deere.

4. EL ESTADO DE LAS FISURAS

Este parámetro toma en cuenta la separación o abertura de las fisuras, su continuidad, la rugosidad de la superficie, el estado de las paredes (duras o blandas) y la presencia de relleno en las fisuras.

5. CONDICIONES DE AGUA SUBTERRÁNEA

Se hace un intento de medir la influencia del flujo de aguas subterráneas sobre la estabilidad de excavaciones en términos del caudal observado que penetra en la excavación y de la relación que existe entre la presión del agua en las fisuras y el esfuerzo general principal, o con alguna observación cualitativa relacionada con el agua subterránea.


BIENIAWSKI (1989)

SISTEMA DE CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (1989)

ORIENTACION DE LAS DIACLASAS

CORRECCION POR ORIENTACION DE LAS DIACLASAS

CLASIFICACION DE BIENIAWSKI

CARACTERISTICAS DEL SOSTENIMIENTO

SISTEMA DE

CLASIFICACION

DE BIENIAWSKI

(1989)

Corregido,

Geocontrol S.A.

SISTEMA DE CLASIFICACION DE BIENIAWSKI

(1989)

Corregido, Geocontrol S.A.

PAUTAS PARA LA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO DE UN TUNEL

DE 10 m DE ANCHO DE ACUERDO AL SISTEMA RMR

CLASE DE

MASA

ROCOSA

EXCAVACION

PERNOS DE ROCA (20 mm

DE COMPLETAMENTE

INYECTADOS

SHOTCRETE CIMBRAS

I . ROCA MUY

BUENA

RMR: 81 – 100

FRENTE COMPLETO, 3 m DE

AVANCE

Generalmente no se requiere nigun sostenimiento excepto pernos

esporádicos

II. ROCA

BUENA

RMR: 61 – 80

FEENTE COMPLETO, 1- 1.5 m

DE AVANCE. SOSTENIMIENTO

COMPLETO A 20 m DEL

FRENTE

Localmente pernos de 3 m

en la corona, espaciados a

2.5 m con malla de alambre

ocasionalmente

50 mm en la

corona, donde

sea requerido

Ninguno

III. ROCA

REGULAR

RMR: 41 – 60


– 3 m de avance en el socavón.

Iniciar el sostenimiento después

de cada voladura

Pernos sistemáticos de 4 m

de longitud, espaciados 1.5 –


paredes, con malla de

alambres en la corona.

50 – 100 mm en

la corona y 30

mm en las

paredes.

Ninguno

IV. ROCA

MALA

RMR: 21 – 40


– 1.5 m de avance en el socavón.


avance de la excavación 10 m del

frente de avance

Pernos sistemáticos de 4.5

m de longitud espaciados a 1

– 1.5 m en la corona y en las

paredes con malla de

alambres

100-150 mm en

la corona y 100

mm en las

paredes.

Arcos ligeros a

medianos espaciados a

1.5 m donde sean

necesarios.

V. ROCA MUY

MALA

RMR: < 20

Galerías múltiples, 0.5 – 1.0 m de

avance en el socavón de tope.


avance de la excavación.

Shotcrete tan pronto como sea

posible después de la voladura

Pernos sistemáticos de 5 – 6

m de longitud espaciados 1 –


paredes. Pernos en el piso.

150-200 mm en

la corona, 150

mm en las

paredes y 50 mm

en el frente

Arcos medianos a

pesados espaciados a

0.75 m con encostillado

de acero y

marchavantis de ser

necesario cerrar la

sección (Invert)



PROF. RICHARD Z.T. BIENIAWSKI (JUNIO, 2011)



277

MITO Nº1 LOS TÚNELES PUEDEN DISEÑARSE USANDO BIEN

LAS CLASIFICACIONES GEOMECÁNICAS, BIEN LOS

MODELOS NUMÉRICOS, O BIEN A PARTIR DE LOS

DATOS DE LA INSTRUMENTACIÓN.

•No es cierto. Hacerlo así es un grave error.

MITO Nº1





Este mito se refiere al diseño de túneles en general, que implica

tres formas de aproximarse al problema que deberían ir de la

mano para formar parte de un único proceso de diseño de

ingeniería, como por ejemplo la Metodología de Bieniawski (1992)

Metodología de

Diseño y principios

de Ingeniería de

Rocas Bieniawski

(1992)

MITO Nº1





•Es primordial evitar elegir un único método de diseño,

justificándolo con no teníamos el tiempo y el dinero” para afrontar

la aproximación correcta.

Los tres métodos señalados son: el Empírico (por ejemplo la

clasificación RMR o la Q), el Analítico (por ejemplo, las

soluciones concretas que se obtienen en los modelos

numéricos de ordenador), y el Observacional (por ejemplo, las

mediciones MONITOREOS que se realizan durante la

construcción o el Nuevo Método Austriaco NMA)

MITO Nº1





Es asombroso ver cómo en muchas publicaciones se han escrito

argumentos en contra de las Clasificaciones Geomecánicas como

método exclusivo para el diseño de túneles, y sin embargo

¡nunca pretendí esta exclusividad cuando desarrollé el índice

RMR hace 38 años! Siempre he enfatizado que las

clasificaciones geomecánicas deben usarse en conjunto con los

otros dos métodos de aproximación. Por el mismo argumento

estas no deben desestimarse en el proceso de diseño pues

juegan un papel crucial en la caracterización de macizos rocosos,

que es servir de puente entre las descripciones geológicas

cualitativas y los datos cuantitativos que se requieren en la

ingeniería. Bieniawski, 2011

MITO Nº1





Por último, ¡una advertencia! Cuando hablamos sobre los métodos empíricos y

considerando como ejemplo las clasificaciones geomecánicas, debe tenerse

en cuenta que estas clasificaciones no son iguales; ¡Se desarrollaron para

distintos propósitos y a partir de distintas bases de datos! En esencia el RMR y

la Q están sin duda en la misma categoría de evaluar la calidad del

macizo rocoso con el propósito de construir túneles y proporcionar datos para

el proyecto y la construcción. En consecuencia, “se complementan y

correlacionan entre sí” (Barton y Bieniawski, 2007). El índice de resistencia

geológica GSI es diferente de estos dos; “no tiene otro uso que el de

proporcionar datos al criterio de Hoek-Brown” (Hoek et al, 1995) siendo

un índice de caracterización de macizos rocosos.

La clasificación NMA difiere también del RMR y la Q; forma parte de un

método observacional de construir túneles que no se propone caracterizar

geotécnicamente el terreno pero que proporciona “unas bases objetivas para

calcular el coste de los túneles y las velocidades de avance” (Galler, 2010), es

decir, establecer “clases de excavación” a efectos de compensaciones

contractuales.



282

MITO Nº2

PARA MACIZOS ROCOSOS DE MUY MALA CALIDAD, NO ES

APLICABLE LA CATEGORÍA INFERIOR DE LA CLASIFICACIÓN

RMR.

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos.

Los hechos son que el RMR continua usándose con

éxito incluso para “rocas de muy mala calidad”, Clase 5

con RMR<20, cuando los datos se determinan de

manera adecuada.

MITO Nº2



283

No es cierto, son ideas equivocadas sobre los hechos. Los hechos son

que el RMR continua usándose con éxito incluso para “rocas de muy

mala calidad”, Clase 5 con RMR<20, cuando los datos se determinan de

manera adecuada.

Este mito se deriva de hábitos erróneos que utilizan las

clasificaciones geomecánicas como un “libro de cocina” del que

se espera obtener “recetas” válidas para todas las situaciones de

proyecto. En una publicación del año 1991, advertí a ingenieros

y geólogos de que los macizos rocosos de mala calidad

requieren especial atención y una cuidadosa caracterización

geotécnica, puesto que la precisión del RMR, dependiendo

de la pericia, puede estar dentro de un rango de 2-3 puntos (lo

mismo que sucede en otras clasificaciones). Pero esto no

significa que el RMR no pueda aplicarse para evaluar macizos

rocosos de muy mala calidad. Después de todo, tenemos

numerosos casos históricos donde se registra un RMR = 0 a 3.

MITO Nº2



284




manera adecuada.

•El malentendido más grave que se reprodujo en la

literatura en la década

•pasada fue que no se entendió claramente que las

puntuaciones para los parámetros del RMR son cero

en sus valores mínimos. Se pasó por alto que las

puntuaciones de la tabla original del RMR – Tabla 1 –

representan el valor promedio de cada parámetro, y

no el valor mínimo, como se deduce de Hoek et al

(1995).

MITO Nº2



285




manera adecuada.

MITO Nº2



286




manera adecuada.

•Sin embargo, existían en la literatura gráficas para la valoración de los

parámetros, preparadas para facilitar los análisis con ordenadores (Figura 2),

que muestran claramente que las curvas comienzan en cero. Por lo tanto, el

macizo rocoso de peor calidad tiene un valor de RMR=0, que significa que

en tal caso se trata de un suelo y no de una roca.

Este malentendido surgió cuando Hoek et al. (1995), actuando de buena

fe para tratar con macizos rocosos de muy mala calidad, presentó un

ejemplo donde en la aplicación del RMR se asumían condiciones secas

en el macizo y una orientación de las discontinuidades muy favorable

para un macizo rocoso de muy mala calidad con resistencia insignificante

σc. En tal caso, y según la Tabla 1, el mínimo valor de RMR que se tomó

erróneamente fue de 8 (3+5) concluyendo que el índice RMR no

funcionaba para macizos rocoso de muy mala calidad. Para superar estas

supuestas limitaciones se introdujo el Geological Strength Index (GSI).

MITO Nº2



287




manera adecuada.

MITO Nº2



288




manera adecuada.

•Además, se especulaba que en esas condiciones, con RMR<15, podría

aplicarse la siguiente ecuación aproximada: GSI = RMR - 5, puesto que los

parámetros del RMR relativos a la densidad de discontinuidades (RQD +

espaciamiento de juntas) y a las condiciones de las discontinuidades serían

aproximadamente iguales a los dos parámetros del GSI relativos a la

estructura del macizo y las condiciones de las superficies (cuyos valores se

obtuvieron de todos modos de la clasificación RMR).

El problema de este razonamiento es que dicha equivalencia solo es de

aplicación en el rango inferior de los macizos rocosos de muy mala calidad

(clase V del RMR).

MITO Nº2



289




manera adecuada.

Desafortunadamente, estas ideas se aplicaron de forma errónea por muchos

geólogos e ingenieros a macizos de mejor calidad con RMR>>20, puesto que era

más fácil realizar una aproximación descriptiva mediante el GSI que una cuantitativa

mediante el RMR, donde hay que medir los parámetros que lo componen. En este

proceso se obtuvieron resultados inexactos que fueron tomados como “fiables” al

introducirlos en sofisticados análisis por ordenador. De hecho, cuando el GSI se

introdujo en 1995, las herramientas geológicas no estaban tan avanzadas como lo

están hoy y su lema “no intente ser preciso” condujo a estimaciones rápidas. Los que

desarrollaron el GSI señalaron que es un índice de caracterización de los

macizos rocosos y no pretende sustituir a sistemas de clasificación del tipo del

RMR o el Q – pero esto se pasa por alto, incluso a día de hoy. Hay que tener en

cuenta que la única función que se le exigió al GSI fue la de estimar la resistencia del

macizo rocoso utilizando el criterio de Hoek-Brown, específicamente para macizos

rocosos de muy mala calidad.

MITO Nº2



290




manera adecuada.

MITO Nº2



291




Por último, una prueba de la aplicabilidad de la clasificación RMR para evaluar los

macizos rocosos de muy mala calidad se obtiene de la observación de los numerosos

casos históricos de la Figura 4, donde se muestra una correlación entre el RMR y el

Q publicada en un año tan temprano como 1976. En la gráfica se observa una

notable dispersión de resultados. Por lo tanto, en un proyecto determinado deben

emplearse ambas clasificaciones para comprobar que es aplicable la correlación:

RMR = 9 ln Q + 44

(la misma correlación figura también en la literatura como RMR = 9 loge Q + 44). Esta

expresión no resulta válida cuando se utiliza el GSI en lugar del RMR.



292

MITO Nº3 EL CRITERIO DE HOEK-BROWN Y EL CRITERIO DE

MOHR-COULOMB SON LOS ÚNICOS PARA ESTIMAR LA

RESISTENCIA DE LOS MACIZOS ROCOSOS YEL FACTOR

DE SEGURIDAD.

No es cierto, el criterio de Mohr-Coulomb, que se

remonta a 1773, sirve para bastantes cosas, en particular

para el análisis de la estabilidad de taludes, pero existen

otros criterios de resistencia de pico – igualmente

efectivos por ejemplo, el criterio de Yudhbir-Bieniawski

(1983) que se utiliza para cotejar los resultados del

criterio de Hoek-Brown (Edelbro et al, 2006).



293

MITO Nº4 LA MEJOR FORMA DE ESTIMAR EL MÓDULO DE

DEFORMACIÓN ES A PARTIR DE CUALQUIERA DE LAS

CORRELACIONES QUE SE ENCUENTRAN EN LA

LITERATURA DE LA MECÁNICA DE ROCAS

•No es cierto, unas correlaciones están mejor

sustentadas que otras, y algunas correlaciones deben

evitarse si no se confirman con ensayos in situ. Pero

hay una gran diferencia entre “determinar” y “estimar”

la deformabilidad del macizo rocoso: determinar es muy

deseable; estimar se hace en ausencia de datos in situ

fiables y para diseños preliminares.



294

MITO Nº5 ES SUFICIENTE CON BASARSE EN EJEMPLOS

ESTUDIADOS Y DESARROLLADOS EN EL CAMPO DE

LA INGENIERÍA CIVIL DE TÚNELES

Una gran equivocación! Hay una gran cantidad de

valiosa información que obtener de “nuestros primos”

los ingenieros de minas, para aplicarla a la Ingeniería

Civil.


GEOMECANICAS

295

MITO Nº5




GEOMECANICAS

296

MITO Nº5




GEOMECANICAS

297

MITO Nº5




GEOMECANICAS

298

MITO Nº5




GEOMECANICAS

299

MITO Nº5

ES SUFICIENTE CON BASARSE EN EJEMPLOS ESTUDIADOS Y DESARROLLADOS EN EL

CAMPO DE LA INGENIERÍA CIVIL DE TÚNELES


GEOMECANICAS

300

MITO Nº5




GEOMECANICAS

301

MITO Nº5




GEOMECANICAS

302

MITO Nº5





303

1.0 ASEGURAR QUE LOS PARAMETROS DE LA C.G. SON

CUANTITATIVOS (ESTAN MEDIDOS NO SOLO DESCRITOS), SEAN

ADECUADOS, PROVENGAN DE ENSAYOS NORMALIZADOS,

PERTENECEN A CADA REGION ESTRUCTURAL GEOLOGICA, SE BASAN

EN SONDEOS, GALERIAS DE EXPLORACION Y CARTOGRAFIA

GEOLOGICA DE SUPERFICIE, ADEMAS EN SISMICA DE REFRACCION

QUE PERMITA INTERPOLAR ENTRE LOS INEVVITABLE NUMERO DE

SONDEOS.

2.0 SIGA LOS PROCEDIMIENTOS ESTABLECIDOS PARA CLASIFICAR

LOS MACIZOS ROCOSOS CON EL RMR Y EL Q, Y ADEMAS LOS RANGOS

DE VARIACION TIPICOS Y LOS VALORES PROMEDIOS.

3.0 UTILIZAR LAS DOS CLASIFICACIONES Y COMPRUEBE LOS

VALORES OBTENIDOS CON LAS CORRELACIONES PUBLICADAS

ENTRE AMBOS AUTORES.

4.0 ESTIMAR LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO, EN

PARTICULAR EL MODULO DEL MACIZO (PARA USO EN MODELO

NUMERICOS)


304

4.0 ESTIMAR LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO, EN PARTICULAR EL MODULO

DEL MACIZO (PARA USO EN MODELO NUMERICOS)



305

5.0 ESTIMAR LAS NECESIDADES PRELIMINARES DE SOSTENIMIENTO

APLICANDO LAS DOS CORRELACIONES


306

6.0 UTILIZAR LA MODELIZACION NUMERICA, OBTENIENDO FACTORES

DE SEGURIDAD, Y COMPRUEBE QUE SE DISPONE DE SUFICIENTE

INFORMACION. USAR POR LO MENOS DOS CRITERIOS DE

COMPARACION Y COTEJAR LOS RESULTADOS PROPORCIONADOS

POR EL CRITERIO DE HOEK-BROWN.

7.0 SI NO SE DISPONE DE INFORMACION SUFICIENTE, ADMITE QUE EL

METODO DE DISEÑO INTERACTIVO DE UNA EXPLORACION GEOLOGICA

MAS INTENSIVA Y DE NUEVOS ENSAYOS, POR EJEMPLO MEDIDAS DE

ESTADO TENSIONAL SI FUERA NECESARIO.

8.0 TEN EN CUENTA EL PROCESO CONSTRUCTIVO, Y EN EL CASO DE

LOS ESTUDIOS DE VIABILIDAD DE LAS TUNELADORAS, ESTIMA LAS

VELOCIDADES DE AVANCE USANDO EL QTBM Y EL INDICE DE

EXCAVABILIDAD DE MACIZOS ROCOSOS. RME.

9.0 ASEGURATE QUE LA INFORMACION DE LA CARACTERIZACION DEL

M.R. ESTE INCLUIDO EN EL INFORME GEOTECNICO PARA

ESPECIFICACIONES DEL DISEÑO.

10.0 REALIZAR LOS LEVANTAMIENTOS DEL RMR Y EL Q A MEDIDA QUE

AVANCE LA CONSTRUCCION, PARA COMPARAR CON LAS

CONDICIONES INDICADAS EN EL DISEÑO.

INSTITUTO GEOTECNICO DE NORUEGA

INDICE DE CALIDAD TUNELERA

DE LA ROCA Q

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF


RQD = Representa la Estructura de la masa rocosa, la cual es medida del tamaño

Jn del bloque o de la partícula, con dos valores extremos (100/0.5 y 10/20).

TAMAÑO DE BLOQUES

Jr = Representa la rugosidad y características friccionantes de las paredes de

Ja la junta o los materiales de relleno (4/0.75 y 0.5/20).

RESISTENCIA AL CORTE ENTRE LOS BLOQUES

Jw = Consiste en dos parámetros de esfuerzos. SRF es una medida de:

SRF 1) La carga de aflojamiento en el caso de una excavación a través de

zonas de corte y rocas portadoras de arcilla.

2) Esfuerzos rocosos en rocas competentes.

3) Cargas de alta deformación en rocas plásticas incompetentes. Esto

puede ser considerado como un parámetro de esfuerzo total.

4) El parámetro Jw es una medida de presión de agua, la cual tiene un

efecto adverso sobre la resistencia al corte de las juntas, debido a la

reducción del esfuerzo normal efectivo.

ESFUERZO EFECTIVO (1/0.5 y 0.05/20)

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF



RQD = Entre 0 y 100

Jn = Entre 0.5 Y 20


Jr = Entre 0.5 y 4



Jw = Entre 0.05 y 1



Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF



RQD = Entre 0 y 100

Jn = Entre 0.5 Y 20


Jr = Entre 0.5 y 4



Jw = Entre 0.05 y 1




RQD


Jn


Jr


Ja


Jw

S

R

F


TIPOS DE ROCAS

De = Ancho,diámetro altura excavación(m)

Relación de sostenimiento (ESR)

DIMENSION EQUIVALENTE De

EL VALOR DE ESR ESTA RELACIONADO AL USO QUE SE LE DARA

A LA EXCAVACION Y AL GRADO DE SEGURIDAD QUE ESTA

DEMANDE DEL SISTEMA DE SOSTENIMIENTO INSTALADO PARA

MANTENER LA ESTABILIDAD DE LA EXCAVACION

RELACIONANDO EL INDICE Q A LA ESTABILIDAD Y A LOS

REQUERIMIENTOS DE SOSTENIMIENTO DE EXCAVACIONES

SUBTERRÁNEAS, BARTON LIEN Y LUNDE, DEFINIERON UN

PARÁMETRO ADICIONAL AL QUE DENOMINARON DIMENSION

EQUIVALENTE De DE LA EXCAVACIÓN.

ESTA DIMENSION ES OBTENIDA DIVIDIENDO EL ANCHO, DIAMETRO O

ALTRURA DE LA PARED DE LA EXCAVACION POR UNA CANTIDAD

LLAMADA RELACION DE SOSTENIMIENTO DE LA EXCAVACION, ESR. :

VALORES DE ESR, BARTON et.al (1974)

CATEGORIA DE

EXCAVACIONES DESCRIPCION ESR

A Excavaciones mineras temporales

3- 5

B

Aberturas mineras permanentes, túneles de agua

para hidroeléctricas (excluyendo conductos

forzados de alta presion), tuneles, galerías y

sovavones para grandes excavaciones.

1.6

C

Cámaras de almacenamiento, plantas de

tratamiento de agua, túneles carreteros y

ferrocarrileros menores, camaras de equilibrio,

tuneles de acceso.

1.3

D Casas de máquinas, túneles carreteros y

ferocarriles mayores, refugios de defensa civil,

portales y cruces de túnel. 1.0

E Estaciones nucleoeléctricas subterráneas,

estaciones de ferrocarril, instalaciones para

deportes y reuniones, fábricas. 0.80

SOSTENIMIENTO BASADAS EN INDICE Q

CATEGORIAS DE SOSTENIMIENTO

BASADAS EN INDICE DE CALIDAD Q



TIPOS DE SOSTENIMIENTO

(BARTON et at,1974)

PRESIONES SOBRE EL SOSTENIMIENTO

(BARTON et al, 1974)


RMR Vs. Q SE HAN PROPUESTO DISTINTAS CORRELACIONES EMPIRICAS

PARA RMR Y Q, ALGUNA DE LAS MAS CARACTERISTICAS SON LAS SIGUIENTES:


RMR Vs. Q

SE HAN PROPUESTO DISTINTAS CORRELACIONES EMPIRICAS PARA RMR Y Q, ALGUNA DE LAS MAS CARACTERISTICAS SON LAS SIGUIENTES:

• RMR = 9 Ln Q + 44 (BIENIAWSKI, 1979, SUDAFRICA)

• RMR = 5.9 Ln Q + 43 (RULEDGE Y PRESTON, 1980, NUEVA ZELANDIA)

• RMR = 5.4 Ln Q + 55.2 (MORENO, E. 1981, ASTURIAS)

• RMR = 10.5 Ln Q + 41.8 (ABAD, J. Et Al 1983, ASTURIAS)

• RMR = 5 Ln Q + 60.8 (CAMERON CLARK Y BUDAVARI 1981, SUDAFRICA)

TANTO EN LAS CLASIFICACIONES EMPIRICAS COMO EN LA DESCRIPCIÓN

CUALITATIVA NO COINCIDEN NI EN SUS CLASES NI EN SUS COEFICIENTES

DE REGRESIÓN. KAISER Y GALE (1985), BASÁNDOSE EN LOS ESTUDIOS

PROBABILÍSTICOS HA PROPUESTO UNA ÚNICA RELACIÓN: RMR = 8.5

Ln Q + 35





CLASES

RMR

VALORES

RMR

CLASES

Q

VALORES

Q

I 90 ± 10 Muy buena Extremadamente o

excepcionalmente buena

> 200

II 70 ± 10 Buena Buena a muy buena 20 – 20

III 50 ± 10 Regular Muy mala a buena 0.3 – 20

IV 30 ± 10 Mala Extremadamente mala 0.003 – 0.3

V 10 ± Muy Mala Excepcionalmente mala < 0.003

SEGÚN EL GRAFICO ANTERIOR AMBAS CLASIFICACIONES TENDRIAN LAS

SIGUIENTES EQUIVALENCIAS:


GEOMECANICAS

MODULO DEFORMACION IN SITU Em

QTBM MODELO (PR) Y PRONÓSTICO (AR) Y

ESTIMACIONES DE EJECUCION

• El objetivo del modelo de QTBM, que muy brevemente será descrito aquí,

es permitir al que utilizar la Tala de q de base, o la velocidad sísmica solo

con el fin de reproducir tanto PR (la tasa de penetración) y AR (la tasa de

avance real) para los distintos ámbitos, tipos de roca, o longitudes de túnel.

Naturalmente, hay interacciones importantes entre la roca y la que deben

ser incluidos.

332

333

334

CLASIFICACION DE LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER


LAUBSCHER y TAYLOR, han propuesto algunas

modificaciones a la clasificación geomecánica de Bieniawski

y recomendaciones para el sostenimiento.

Los ajuste que proponen Laubscher y taylor, consisten en la

modificación del valor original, siendo los siguientes:

Meteorización

Esfuerzos In situ e inducidos

Cambios de los esfuerzos

Influencia de las orientaciones del rumbo y buzamiento

Efectos de Voladura

Ajustes Combinados

RMR + Ajustes = MRMR


Algunos tipos de roca se meteorizan rápidamente cuando entran en contacto con el aire, afectando algunos Parámetros:

Meteorización. Afecta al IRS, RQD, JC. Rangos entre 50% a 100%.

Orientación de fracturas. (Estabilidad de Caserones, Taludes, Hundibilidad).

PARAMETRO METEORIZACION OBSERVACION

dc DISMINUYE HASTA 96% AFECTA MICROFISURAS DE LA ROCA

R.Q.D. DISMINUYE HASTA 95% LA ROCA AUMENTA SUS FRACTURAS

CONDICION DE

JUNTAS SE REDUCE HASTA 82% SI METEORIZACION MOTIVO DETERIORO EN

SUPERFICIES DE LA FISURA O SU RELLENO



Los esfuerzos, tanto In Situ como

inducidos pueden incidir sobre las fisuras,

manteniendo sus superficies en

compresión o permitiendo que las fisuras

se aflojen, y aumenten el riesgo de un

movimiento cortante.

PARAMETRO ESFUERZOS IN

SITU E INDUCIDOS OBSERVACION

CONDICION DE

JUNTAS

AUMENTA HASTA 120% LAS JUNTAS QUEDAN EN COMPRESION

DISMINUYE HASTA 90% SI EL RIESGO DE UN MOVIIENTO CORTANTE

AUMENTA

DISMINUYE HASTA 76% SI LAS FISURAS ESTAN ABIERTAS Y CON

RELLENO DELGADO.

Se requiere conocer

Razón de esfuerzos

Magnitud de esfuerzos

Redistribución de esfuerzos se obtiene de

modelamiento de diagramas publicados.

Interesan:

Esfuerzos máximos

Esfuerzos mínimos

Diferencias (s1 - s3).



Esfuerzos inducidos.

Esfuerzos Máximos (s1)

Esfuerzos compresivos normales a fracturas hasta 120%

Esfuerzos Mínimos (s3)

Bajo confinamiento, mayor probabilidad de falla.

s3 < 0, falla traccional.

Diferencia entre esfuerzos (s1 - s3)

(s1 - s3) elevado cizalle por planos de discontinuidad. Ajuste hasta 60%




AJUSTES – CAMBIOS DE LOS ESFUERZOS

Cuando hay cambios importante por

operaciones mineras, la situación de las

fisuras es afectada.

PARAMETRO CAMBIO DE

ESFUERZOS OBSERVACION

CONDICION DE

JUNTAS

AUMENTA HASTA 120% LAS SIEMPRE ESTAN EN COMPRESION

DISMINUYE HASTA 60% CAUSA MOVIMIENTOS CORTANTES

IMPORTANTES.


AJUSTES – INFLUENCIA Rb. Y Bz. El tamaño, la forma y la dirección del avance de una excavación subterránea tendrá una influencia sobre la estabilidad cuando se considera en función del sistema de fisuras del macizo rocoso.

Laubscher y Taylor opinan, que para garantizar la estabilidad de una excavación subterránea en una roca fisurada depende de la cantidad de fisuras y de los frentes de excavación que se desvían de la vertical y recomiendan los siguientes ajustes: (ajustes en porcentaje dependiendo de la cantidad de frentes inclinados en la excavación).

34

5

6

5

6

43

4

5

3

2.1

13

4

2

2

3

2

# de fracturas que

definen bloque

a la vertical y porcentajes de ajuste

# de planos con inclinaciones distintas

70% 75% 80% 85% 90%



ORIENTACIÓN DE FRACTURAS

Se propone además los siguientes ajustes para los

valores del espaciado de juntas, para las zonas de

cortantes que se ubican en operaciones mineras:

(*) No aplicable a roca fracturada

0 - 15°

Porcentaje(túneles) (*)cizalladas c/r al avance

Orientación de zonas

15° - 45°

45° - 75°

76%

84%

92%



Orientación de fracturas. Caso pilares y paredes caserones. Cuando las fracturas definen una cuña inestable, cuya base está en la pared.

0 - 5

5 - 10

10 - 15

15 - 20

Rating J.C. Buzamiento de intersección y % ajuste

30 - 40

20 - 30

10 - 30 = 85%

10 - 20 = 90%

20 - 30 = 90%

30 - 40 = 90%

30 - 50 = 90%

40 - 60 = 95%

40 - 60 = 85%

> 50 = 85%

> 60 = 90%

20 - 40 = 80%

30 - 50 = 80%

30 - 40 = 75%

> 60 = 80%

> 50 = 75%

>40 = 70%

> 40 = 70%


AJUSTES – EFECTOS DE LA VOLADURA

Efectos de Voladuras

Técnica Ajuste %

Máquinas Tuneleras (TBM) 100%

Voladuras controlada 97%

Voladuras convencional buena 94%

Malas prácticas de Voladura 80%

Las voladuras crean nuevas fracturas y provocan movimientos en las fisuras existentes. Se propone las siguientes reducciones para los valores del RQD y la condición de juntas.


AJUSTES COMBINADOS

RESUMEN

Meteorización 75% - 100%

Orientación 63% - 100%

Esfuerzos 60% - !20%

Voladura 80% - 100%

Ajustes combinados

En algunos casos la clasificación geomecánica se

encuentra sujeta a más de un ajuste. El ajuste total

no debe pasar de un 50 %.

CLASIFICACIÓN DE LAUBSCHER

Y TAYLOR – RECOM. PARA EL SOSTENIMIENTO

Considerando los valores de la clasificación ajustados y tomando en cuenta practicas normales de sostenimiento en minas se propone:

VALORES

AJUSTADOS VALORES GEOMECANICOS ORIGINALES - BIENIAWSKI

90-100 80-90 70-80 60-70 50-60 40-50 30-40 20-30 10-20 0-10

70 - 100

50 – 60 a a a a

40 – 50 b b b b

30 – 40 c,d c,d c,d,e d,e

20 – 30 e f,g f,g,j f,h,j

10 – 20 i i h,i,j h,j

0 - 10 k k l l

CLASIFICACIÓN DE LAUBSCHER-TAYLOR – SOSTENIMIENTO • a.- Generalmente no hay sostenimiento, pero algunas intersecciones de fisuras

pueden necesitar pernos.

• b.- Cuadricula de pernos cemntados con espaciamiento de 1 m.

• c.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m.

• d.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y 100 mm de concreto lanzado.

• e.- Cuadricula de pernos cementados con espcaiamiento de 1 m y concreto colado de 300 mm y que solo se usara si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.

• f.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 y 100 mm de concreto lanzado.

• g.- Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m y 100 mm de concreto lanzado y malla.

• h.- Concreto colado de 450 mm de espesor con una cuadricula de pernos cementados con espcaimiento de 1 m si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.

• i.- Pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m si hay un esfuerzo potencial a la mano, y 100 mm de concreto lanzado, luego cibras de acero a manera de técnica de reparación si los cambios en los esfuerzos son excesivos.

• j.- estabilizar con refuerzos de cable protector y concreto de 450 mm de espesor si los cambios en los esfuerzos no son excesivos.

• k.- Estabilizar con resfuerzo de cable protector seguido de concreto lanzado hasta e incluyendo el frente si es necesario y luego cimbras de acero poco seprados, como tecnica de reparación donde los cambios en los esfuerzos soon excesivos.

• l.- No trabajar en este terreno, o usar las técnicas j ó k.

CLASIFICACION SRC DE LUIS

GONZALES VALEJOS

1985


• ESTA CLASIFICACION SALE A CONSECUENCIA DE QUERER BUSCAR UN METODO DE CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS QUE TENGAN EN CUENTA LA EXTRAPOLACION DE LOS DATOS DE SUPERFICIE, SU VARIACION DE LAS PROPIEDADES CON LA PROFUNDIDAD Y LOS DISTINTOS CONDICIONANTES GEOMECANICOS QUE INTERVIENEN EN UN DISEÑO DE TÚNEL Y POSTERIOR COMPORTAMIENTO DURANTE LA EXCAVACION.

• LA CLASIFICACION SRC SE BASA EN LA CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (1979) Y REUNE TAMBIEN EXPERIENCIAS DE LA CLASIFICACION DE BARTON et al (1974), SIN EMBARGO SE DIFERENCIA DE ELLAS POR INTRODUCIR FACTORES DE CORRECCION PARA EL USO DE DATOS DE SUPERFICIEE INCORPORA NUEVOS INDICES COMO EL ESTADO TENSIONAL E INFLUENCIA DE LAS CONDICIONES CONSTRUCTIVAS.


PARAMETROS DE CLASIFICACION A. RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA

B. ESPACIADO DE LAS DISCONTINUIDADES Y RQD

C. CONDICION DE LAS DISCONTINUIDADES

D. FILTRACIONES

E. ESTADO TENSIONAL

FACTOR DE COMPETENCIA (CF)

(Definido como el cociente de la resistencia de la compresión uniaxial y la tensión máxima vertical debido peso recubrimiento)

FACTOR DE RELAJACION TENSIONAL (SRF)

(Definido por cociente edad última deformación tectónica principal en años x 10-³ y la máxima carga litostatica vertical)

ACCIDENTES TECTONICOS

(Los accidentes tectónicos importantes pueden dar lugar a marcadas anisotropías direccionales y concentración esfuerzos)

ACTIVIDAD NEOTECTONICA

Tambien puede ser causa de importantes anisotropías tensionales. Ubicación a zona sísmica activa)

F. PROCESO CONSTRUCTIVO


INDICE DE CALIDAD VALORES

1. RESISTENCIA MATRIZ ROCOSA

Carga Puntual (Mpa)

Compresión Simple (Mpa)

Puntuación

> 8

> 250

20

8 a 4

259 a 100

15

4 a 2

100 a 50

7

2 a 1

50 a 25

4

No aplicable

25 a 5 5 a 1 < 1

2 1 1

2. ESPACIADO RQD

Espaciado (m)

RQD (%)

Puntuación

> 2

100 a 90

25

2 a 0.6

90 a 75

20

0.6 a 0.2

75 a 50

15

0.2 a 0.06

50 a 25

8

< 0.06

< 25

5

3. DISCONTINUIDADES

Condiciones

Puntuación

Muy rugosas. Discontínuas.

Sin separación. Bordes poco

alterados y duros.

30

Algo rugosas.

Discontinuas.

Separación < 1 mm.

Bordes duros y poco

alterados.

25

Algo rugosas.

Discontínuas.Separaci

ón 1 mm. Bordes

blandos y alterados.

20

Lisas o con

slickensides.

Contínuas.

Abiertas a 1 a

5 mm. Con

rellenos.

10

Lisas o con

slickensides.

Contínuas.

Abiertas mas de 5

mm. Con rellenos.

0

4. FILTRACIONES

Caudal po 10 m de túnel (l/min)

Condiciones

Puntuación

Inapreciable

Seco

15

< 10

Algo húmedo

10

10 – 25

Algunas filtraciones

7

25 – 125

Frecuentes

filtraciones

4

> 125

Abundantes

filtraciones

0

5. ESTADO TENSIONAL

Factor de competencia

Puntuación

Accidentes tectónicos

Puntuación

Factor de Relajación tensional

Puntuación

Actividad neotectónica

Puntuación

> 10

10

10 a 5

5

5 a 3

-5

<3

- 10 -

Zonas de fallas/cabalgamiento de alcance regional y

áreas cercanas

- 5

Tectónica compresiva

- 2

Tectónica distensiva

0

> 200

0

200 a 80 80 a 10 < 10

-5 -8 -10

Zona afectada por laderas o talude

200 a 80 79 a 10 <10

-10 -13 -15

Desestimada o desconocida

0

Supuesta

-5

Confirmada

-10

CLASE DE ROCA

Clase SRC

Puntuación

I

Muy Buena

100 a 81

II

Buena

80 a 61

III

Media

80 a 41

IV

Mala

40 a 21

V

Muy Mala

< 20

INFLUENCIA RELATIVA DE LOS PARAMETROS

GEOMECANICOS EN LAS CLASIFICACIONES

OTRAS CLASIFICACIONES

CLASIFICACION SEGÚN RABCEWICZ

• DESARROLLADA POR EL AUTOR, COMO BASE PARA EL NUEVO METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA (N.A.T.M.), SU EMPLEO ESTA MUY DIFUNDIDO EN ALEMANIA, AUSTRIA Y FRANCIA.

• ESTA CLASIFICACION RECOGE LAS EXPERIENCIAS OBTENIDAS EN LA CONSTRUCCION DE TUNELES, DONDE LA MASA ROCOSA PRESENTA DIVERSOS GRADOS DE OPOSICION AL AVANCE DE EXCAVACION DEL TUNEL, Y SE HACE NECESARIO EFECTUAR SU CORRESPONDIENTE SOSTENIMIENTO, EN TERRENOS MUY DIFICILES, EJECUTAR METODOS DE SOSTENIMIENTO PARCIAL, CON EL CONSIGUIENTE TIPO DE SOSTENIMIENTO.

• ESTE TIPO DE CLASIFICACION TIENE VALOR IMPORTANTE, CUANDO SE EJECUTAN EXCAVACIONES DE GRAN SECCION, MAYORES DE 50 METROS CUADRADOS.

CLASIFICACION SEGÚN

RABCEWICZ


• ES UNA CLASIFICACION BASTANTE EXTENDIDA EN LOS PAISES DEL ESTE DE EUROPA, EN LOS QUE SE UTILIZA PARA EL DIMENSIONAMIENTO DE SOSTENIMIENTOS DE TUNELES, Y QUE EN 1976 FUE ADOPTADO POR LA AFTES EN FRANCIA, JUNTO CON LA DE DEERE PARA PREDIMENSIONADO EN ESTE PAÍS.

• PROTODIAKONOV CLASIFICA LOS TERRENOS, ASIGNANDOLES UN PARAMETRO “f” LLAMADO COEFICIENTE DE RESISTENCIA, A PARTIR DEL CUAL, Y DE LAS DIMENSIONES DEL TUNEL, DEFINE LAS CARGAS DEL CALCULO PARA DIMENSIONAR EL SOSTENIMIENTO.

GRADO DE

RESISTENCIA TIPO DE ROCA O SUELO

m

Kg/m3

q uc

Kg/m²

FACTOR

MUY ALTO Granitos masivos. Cuarcitas o basaltos sanos y en

general, rocas duras sanas y muy resistentes. 2800-3000 2000 20

MUL ALTO Granitos prácticamente masivos, porfidos, pizarras,

arenisca y calizas sanas. 2600-2700 1500 15

ALTO Granitos y formaciones similares, areniscas y calizas

prácticamente sanas conglomerados muy resistente,

limolitas resistente.

2500-2600 1000 10

ALTO Calizas en general, granitos meteorizados, limolitas,

areniscas relativamente resistes, mármoles, pirita. 2500 800 8

MODERADAMENTE ALTO Areniscas normales 2400 600 6

MODERADAMENTE ALTO Pizarras 2300 500 5

MEDIO Lutitas, calizas y areniscas de baja resistencia,

conglomerado no muy duros 2400-2800 400 4

MEDIO Lutitas, pizarras arcillosas, margas 2400-2600 300 3

MODERADAMENTE BAJO Lutitas blandas, calizas muy fracturadas, yesos,

areniscas en bloques, gravas cementadas. 2200-2600

200-

150 2-1.5

MODERADAMENTE BAJO Gravas, lutitas y pizarras fragmentadas, depósitos de

talud duros, arcillas duras. 2000 -- 1.5

BAJO Arcilla firme, suelos arcillosos 1700-2000 -- 1.0

BAJO Loes, formaciones de arena y grava, suelos areno-

arcillosos o limo-arcillosos 1700-1900 -- 0.8

SUELOS Suelos con vegetación, turba, arenas húmedas. 1600-1800 -- 0.6

SUELOS GRANULARES Arenas y gravas 1400-1600 -- 0.5

SUELOS PLASTICOS Limos y arcillas blandos. 0.3 PROTODIAKONOV


• DA UNAS REGLAS PARA LA DETERMINACION

DE “f” EN FUNCION DE LA RESISTENCIA A LA

COMPRESION SIMPLE, EL ANGULO DE

ROZAMIENTO INTERNO Y LA COHESION,

ESTAS SON:

• PARA ROCAS: f = c/10

• PARA SUELOS: f = tg + C/c

• DONDE:

c = Resistencia compresion simple (Mpa)

= Angulo de rozamiento interno a largo plazo

C = Cohesion a largo plazo (Mpa).

CLASIFICACION DE PROTODIAKONOV • LA DISTRIBUCION DE LAS CARGAS SOBRE UN TUNEL PARA EL

DIMENSIONAMIENTO DEL SOSTENIMIENTO SE HACE SUPONIENDO:

• Presión uniforme vertical sobre clave

Pv = . h

• Presión uniforme horizontal lateral

Pl = (h + 0.5 m)tg² (45 + /2)

donde:

h = B/2f

B = b + 2m.tg (45 - /2)

siendo:

b = anchura

m = altura del túnel

f = coeficiente de resistencia (Protodiakonov)

= angulo de rozamiento interno.

= densidad del terreno.

CLASIFICACION SEGÚN NORMA

ALEMANA (B – 2203)

• Esta es un Clasificación eminentemente

práctica. Norma la ejecución de obras

subterráneas en Alemania, es adaptación de la

clasificación de rabcewicz a la realidad Alemana

y cubre excavaciones en diversas secciones.

• En esta Clasificaicón existen 7 tipos de terrenos

diferentes.

CLASIFICACION SEGÚN NORMA ALEMANA (B – 2203)

TIPO CARACTERES

DE LA ROCA EXCAVACION Y SOSTENIMIENTO

1 Terreno Estable Excavación en una unica fase, sin sostenimiento.

2 Roca poco

fracturada

Excavación en una única fase, sostenimiento

donde se requiera.

3 Roca algo más

fracturada

Excavación en una única fase, sostenimiento en la

bóveda.

4 Roca fracturada y

poco friable

Excavacion en dos fases y contrabóveda,

sosteniiento sistemático en toda la sección.

5 Roca muy friable,

empuje inmediato

Excavación en dos o tres fases, dependiendo de la

sección, sostenimiento con cerchas metálicas.

6

Roca de empuje

inmediato fuerte

Excavación en varias fases(núcleo central) y

contrabóveda. Sostenimiento sistemático en toda

la sección.

7

Terreno sis

cohesión

Excavación en varias fases, con núcleo central y

contrabóveda concreto rociado en frente inmediato

y sostenimiento sistemático en toda la sección.

COMPARACION ENTRE LA CLASIFICACION

RABCEWICZ Y O – Norm B – 2203)

CLASIFICACION

RABCEWIZC

O – NORM B - 2203

1 2 3 4 5 6 7

I

II

III

IV

V

RESISTENCIA DE LAS

DISCONTINUIDADES EN

ROCAS

• Experimentalmente, se encuentra que la resistencia al corte entre superficies lisas de mineral o roca, sigue una ley linear del tipo:

= So + m s (Jaeger, 1959)

So: Resistencia inherente a la superficie de contacto, equivalente a la cohesión en mecánica de suelos.

s: stress normal a la superficie.

m: coeficiente de fricción.

En el caso estático, t representa la resistencia para iniciar a deslizar. Sin embargo, cuando hay deslizamiento a velocidad constante, el coeficiente de fricción es distinto al estático, típicamente menor y depende de la velocidad de deslizamiento.

• El coeficiente de fricción no es constante, a bajo stress

normal suele ser mayor. También influye la humedad.

DETERMINACION EXPERIMENTAL

RESISTENCIA AL CORTE

a) Ensayos de corte directo (varios tipos)

b) Ensayo de bloques simétricos.

c) Ensayo de torsión.

d) Ensayos triaxiales.

Resistencia de las paredes de discontinuidades (terreno)

Se mide en base a la tabla de resistencia R0 a R6

González de Vallejo, 2002

CRITERIO DE FALLA

• Típicamente, una curva esfuerzo de corte vs. desplazamiento en

una superficie planar tendrá un peak y luego una resistencia

residual (Fig. A). Una serie de ensayos resulta en una

envolvente de fractura del tipo Mohr-Coulomb:

= cp + tan p, Resistencia peak

= tan r Resistencia residual

INFLUENCIA DEL AGUA

• Si la discontinuidad está húmeda, la resistencia puede disminuir por la lubricación producida en la superficie.

• Dependiendo del material, la incorporación de agua en la roca puede a su vez producir cambios en los valores de c y f. En especial en rocas con alto contenido de arcillas.

• Si hay una presión de agua (ej. hidrostática), entonces el stress normal se reduce a un stress efectivo y

t = c + (s-u) tan f

INFLUENCIA DE LA RUGOSIDAD

• Las discontinuidades naturales no son

lisas, sino presentan asperidades. Una

discontinuidad rugosa tendrá una

resistencia al cizalle mayor que una

lisa en la misma roca. Al cizallarse, las

asperidades se irán a su vez puliendo

y la resistencia se aproximará a la de

la superficie lisa.

MODELO DE PATTON

• Patton (1966) modeló

una discontinuidad con

asperidades, usando

un ángulo único que

representa la

asperidad. Los

componentes de las

fuerzas de corte y

normal se pueden

expresar como:

S*= S cos i – N sen i;

N*= N cos i + S sen i

MODELO DE PATTON

• Asumiendo solo fricción, se puede probar que la relación de fuerzas normal y de corte en la discontinuidad es:

S= N tan (f + i) (Ley de Patton)

• El efecto de las asperidades se mantiene solo con stresses normales bajo un cierto umbral sobre el cual el trabajo requerido para cizallar las asperidades es menor que el trabajo requerido para sobrepasarlas.

CRITERIO BILINEAR DE PATTON

• Bajo el umbral,

tp=s tan (fb + i)

• Sobre el umbral, tp=Cj + s tan fr

fb: Angulo de fricción interna puro o básico del material

Cj: Cohesión aparente derivada de las asperidades

Normal Stress

Shear

Str

ess

Rough Joint

Smooth Joint

b

i

r

b= Joint basic friction angle

r = Residual friction angle

i = Asperity angle

Cj

• Otros estudios han intentado “suavizar”

la curva bilinear de Patton, basados en

modelos experimentales. Ej: Jaeger

(1971)

MODELO DE BARTON

• En un modelo empírico, Barton (1976) determinó la

resistencia al corte de las discontinuidades como:

t = sn tan [JRC log10 (JCS/sn) + fb]

El modelo considera cambios en la resistencia con

el stress normal y la rugosidad. Efectos de

cohesión aparente están incorporados en la

fórmula.

MODELO DE BARTON

• JRC: Joint Roughness Coefficient.

• JCS: Joint Compressive Strength.

• JRC: Expresión del nivel de rugosidad de la discontinuidad, se obtiene por comparación con una tabla. Hay correcciones por efectos de escala.

• JCS: Resistencia de la discontinuidad, se puede obtener de ensayos con martillo de Schmidt. Si la pared es fresca, JCS es similar a compresión uniaxial de la roca (UCS).

t = sn tan [JRC log10 (JCS/sn) + fb]

JRC

(Barton & Choubey, 1977)

Cálculo de

JCS con

Martillo de

Schmidt

Efectos de

escala en

JRC

(Barton, 1982)

AJUSTES A ESCALA JRC y JCS

• Barton & Bandis (1982) propusieron los siguientes ajustes:

Donde JRCn, JCSn se refieren a muestras in situ para bloques de tamaño Ln, y JRC0, JCS0 se refieren a muestras de laboratorio de tamaño 100 mm (L0).

0

0

0

02,0 JRC

L

LJRCJRC

nn

0

0

0

03,0 JRC

L

LJCSJCS

nn

RELLENO

• La presencia del relleno gobierna el

comportamiento de la discontinuidad, por

lo que deben ser reconocido.

• Las características que deben ser

descritas son: su naturaleza, espesor o

anchura, resistencia al corte y

permeabilidad

• Rellenos comunes: arcillas, óxidos de

hierro, salbanda de falla, suelos, calcita.

EFECTOS DEL RELLENO

• Si la discontinuidad está rellena por

materiales blandos (ej: arcillas) y el

espesor del relleno es superior a la

amplitud de las asperidades, la

resistencia pasa a ser controlada

por el material de relleno, pudiendo

bajar drásticamente.

INDICES DE RESISTENCIA DEL

MACIZO ROCOSO

INDICE DE RESISTENCIA DEL MACIZO

ROCOSO DE PALMSTROM

• Basa su clasificación en el RMI, el que considera la reducción de la resistencia de las rocas provocada por el agrietamiento y se expresa mediante la siguiente ecuación.

RMI = Rc JP

• Donde:

• RC = Resistencia a compresión uniaxial de la roca intacta en muestras de 50 mm de diámetro.

• JP = Parámetro dependiente del agrietamiento. Es un factor de reducción que representa el tamaño de los bloques y el estado de las caras de los mismos, definidas por la fricción y el tamaño de las grietas.

• En el esquema que se ofrece a continuación se dan los parámetros principales que intervienen en la propuesta de Palmstrom para la valoración de estabilidad en los macizos rocosos.


RUGOSIDAD DE

LAS GRIETAS

ALTERACIÓN DE

LAS GRIETAS

TAMAÑO Y

CONTINUIDAD DE

LAS GRIETAS

FACTOR DE

ESTADO DE LAS

GRIETAS

JC

DENSIDAD DE

GRIETAS

MATERIAL

ROCOSO

VOLUMEN DEL

BLOQUE

Vb

PARÁMETRO DE

AGRIETAMIENTO

JP

RESISTENCIA A

COMPRESIÓN

SIMPLE

ÍNDICE DEL

MACIZO ROCOSO

RMi


• El valor de JP se puede determinar, según Palmstrom por la siguiente expresión

D

JP = 0.2JC*Vb

• El valor del coeficiente D se puede calcular por tablas elaboradas por Palmstrom o por la expresión D= 0,37 JC-0,2

• El valor de JP varía desde valores próximos a 0, para rocas muy fracturadas, hasta 1 en rocas intactas. La forma exponencial de su expresión de cálculo coincide perfectamente con los datos experimentales que indican que el espacio entre grietas tiene una representación estadística de tipo exponencial, como se indica en los estudios de Merritt y Baecher (1981).

• El factor de estado de las grietas se expresa según la ecuación siguiente:

jC = jL (jR / jA), donde jL, jR, y jA son factores que describen la longitud y la continuidad, la rugosidad y la alteración del plano de grietas respectivamente. Los valores correspondientes a estos parámetros se encuentran reflejados en Tablas. Los factores jR y jA son similares a los valores de jR y jA que se utilizan para obtener el valor de Q. El factor de tamaño y continuidad de las grietas (jL) se ha introducido en el sistema Rmi para representar el efecto que producen las grietas a diferentes escalas.


• Comúnmente, el factor de estado de las juntas jC tienen un valor entre 1 y 2; y consecuentemente el parámetro de grieta JP estará comprendido entre 0,2 Vb

0,37 y 0,28 Vb0,32 .

Para jC = 1,75 el parámetro de grieta se pueden expresar de la forma siguiente:

JP = 0.25Vb

• Con mucha frecuencia se deben considerar los efectos de escala, que son significativos cuando se extrapolan los resultados de ensayos de laboratorio a volúmenes de ensayos de campo. Como se indicó anteriormente, el Rmi se ajusta fácilmente cuando se incluyen efectos de escala en JP. En cambio, para macizos rocosos masivos, el efecto de escala para los ensayos de compresión uniaxial ( RC ) no se tiene en cuenta, ya que los ensayos se realizan sobre muestras de 50 mm de diámetro.

3

RELACION ENTRE EL JP, JC Y Vb

INDICE Rmi

DE PALMSTROM

VENTAJAS DE USAR EL RMi El Rmi mejora significativamente el uso de datos geológicos,

principalmente a través del empleo sistemático de parámetros predefinidos en este sistema en el que el carácter tridimensional de un macizo rocoso viene representado por el volumen del bloque.

El Rmi se puede usar fácilmente para establecer estimaciones groseras disponiendo tan sólo de una información básica del macizo rocoso. Por ejemplo, en el período inicial de un proyecto usando la expresión para el cálculo de JP para el valor de JC de 1,75...

El Rmi es un método bastante cómodo a la hora de establecer comparaciones e intercambio de información de diferentes puntos o zonas. En este sentido, es una herramienta muy útil para intercambiar información y conocimientos (mejorar la comunicación) entre los profesionales que se dedican a la ingeniería y el diseño de obras civiles.

El RMI ofrece un sistema de caracterización del macizo rocoso bastante útil en ingeniería. El Rmi es un parámetro que, en líneas generales, caracteriza la resistencia inherente de un macizo rocoso y se puede aplicar en ingeniería para establecer la calidad de este material en construcción. En el trabajo de campo se usa fácilmente , ya que el RMI viene definido por el volumen de los bloques y por los parámetros de fracturación del macizo rocoso.

LIMITACIONES DEL RMi • El rango y tipos de macizos rocosos que se pueden clasificar

mediante el RMI. Tanto la roca intacta como las grietas muestran grandes variaciones direccionales en composición y estructura, proporcionando un amplio rango de composiciones y propiedades de los macizos rocosos. No es posible caracterizar todas las combinaciones que se presentan en la naturaleza con un solo número. Sin embargo, el sistema Rmi, muy probablemente caracteriza el rango más amplio de materiales comparado con los demás métodos de clasificación existentes.

• La precisión de la expresión RMI. El valor del parámetro de grietas(JP) se calibra con unos pocos ensayos de compresión a gran escala. La evaluación de los diversos factores (jR, jA y Vb) utilizados para la obtención de JP y el tamaño de las muestras ensayadas, que en algunos casos no es representativo por el reducido número de bloques que presenta, puede generar una serie de errores sistemáticos en el cálculo del parámetro JP, por lo que se obtiene un valor de Rmi aproximado. Sin embargo, en algunos casos, los errores cometidos en algunas mediciones pueden compensar otros, dando finalmente resultados coherentes.

RELACION DEL Rmi CON OTROS INDICES

• PALMSTROM DEFINIO UN RELACION ENTRE LOS

VALORES DE Rmi Y LOS VALORES USADOS EN

EL CRITERIO DE FALLA DE HOEK Y BROWN, QUE

SON LOS SIGUIENTES:

s = JP²

mb = mi X JP 0,64 (PARA MACIZOS ROCOSOS NO DISTURBADOS)

mb = mi X JP 0,857(PARA MACIZOS ROCOSOS DISTURBADOS)

RELACION Rmi CON OTROS INDICES Y SU

APLICACION

CRITERIO DE FALLA DE

E. HOEK Y E.T. BROWM

σ n= tensión normal sobre el plano de rotura

τ= tensión tangencial sobre el plano de rotura

C= cohesión

Ø= ángulo de resistencia interna del material o ángulo de rozamiento de la matriz rocosa


PROPIEDADES COHESION Y ANGULO FRICCION

SUELOS Y ROCAS

La gran ventaja de este criterio es su sencillez. Sin embargo presenta inconvenientes a que:

Los envolventes de la resistencia en roca no son lineales.

Aplicado para suelos

No se aplica a material rocoso con discontinuidades.

Las rocas a diferencia de los suelos presentan un comportamiento mecánico NO LINEAL, por lo que los criterios de rotura lineales, a pesar de la ventaja de su simplicidad, no son muy adecuados en cuanto que pueden proporcionar datos erróneos a la hora de evaluar el estado de deformaciones de las rocas.


“El criterio de Mohr – Coulomb no se ajusta al

comportamiento real de los materiales rocosos,

tanto de la matriz rocosa, como de los macizos

rocosos y de las discontinuidades”



• El criterio de rotura de Hoek – Brown es un

criterio que permite la estimación de la

resistencia al corte de roca intacta y de los

macizos rocosos.

• Uno de los aspectos particulares del criterio de

rotura de Hoek – Brown es la posibilidad de

normalizar los términos, que involucran los

esfuerzos, en expresiones matemáticas.

• Es posible escribir la forma genérica del criterio

en términos de esfuerzos de corte y normales

trasformados en el plano de rotura.


La forma generalizada define la combinación de esfuerzos

principales en la rotura para el caso de macizos rocosos.

Esto esta basado en la suposición de que las diaclasas están

cercanamente espaciadas y que las mismas no tienen una

orientación preferente, de tal forma que el macizo rocoso

puede ser asumido como homogéneo e isotrópico.

EL criterio obedece:

EN donde mb, s y a son parámetros que dependen de la

estructura de las discontinuidades en el macizo rocoso.

Estos parámetros se correlacionan con el GSI



(1980)

c 1' mb 3' c = + 3' + S

a

[ ]

1' = Esfuerzo Efectivo Principal Axial

3' = Esfuerzo Efectivo Principal Confinante

c = Resistencia Compresiva Uniaxial de la Roca Intacta

Mb = Valor de constante m para la masa rocosa

Donde:

S y a = Constantes q´dependen caract. de la Masa rocosa

Ec. 01



c 1' mb 3' c = + 3' + S

½

[ ]

Para macizos rocosos de BUENA a RAZONABLES

CALIDAD, la falla puede ser definida estableciendo:

a = 0.5 en la ecuacion 01



Fallando los especimenes

Ec. 02



c 1' mb 3' c = + 3'

a

[ ] Ec. 03



Y los especímenes fallarán sin confinamiento.

Para estos macizos rocosos se establece un valor para

s = 0 , obteniéndose la ecuación 3

CRITERIO ACTUALIZADO DE HOEK -

BROWN

• La actualización se centró también en los

métodos para determinar m y s.

• Una parte de dicha actualización consistió en

presentar la ecuación original en tensiones

efectivas.

• Respecto a la determinación de los valores de

m y s se presentaron las siguientes relaciones

empíricas.



31 3

a

ci b

ci

m s

15 20 3

100exp

28 14

100exp

9 3

1 1

2 6

b i

GSI

GSIm m

D

GSIs

D

a e e

mi = para roca intacta

mb = para roca fracturada

GSI = Geological Strength Index

D = factor que depende del

grado de alteración a que el

macizo ha sido sometido debido

a explosiones y relajación de

tensiones

• Para el caso de roca no alterada:

• Para el caso de roca alterada o, por ejemplo,

afectada por el efecto de voladura:

• Para roca intacta, s=1 y mb = mi, escribiéndose

la ecuación como sigue:

• En Hoek – Brown se dan las instrucciones para

obtener mi por medio de ensayos triaxiales.

• Hoek y Brown aportaron las siguientes

relaciones a partir del índice GSI de calidad

geomecánica del macizo rocoso.

• Para GSI > 25

• Para GSI < 25

• La resistencia a la compresión uniaxial se

obtiene haciendo σ3 = 0, en la ecuación (1):

• Y la resistencia a tracción se obtiene haciendo

σ’1 = σ’3 = σt, lo que representa una condición

de tensión biaxial.

• Para túneles:

Donde:

• σ’cm es la resistencia del macizo rocoso

• γ es el peso unitario del macizo rocoso

• H es la profundidad del túnel desde la superficie.

• Para taludes:

Siendo H la altura del talud.

INDICE DE RESISTENCIA

GEOLOGICA

GSI


GSI

• El Geological Strength Index (GSI), fue propuesto por Hoek (1995) y Hoek, Kaiser & Badwen (1995) que provee un sistema, para estimar la reducción de la resistencia del macizo rocoso para diferentes condiciones geológicas.

• La resistencia de un macizo rocoso fracturado depende de las propiedades de los bloques de roca intacta y, también, de la libertad de éstos para deslizar y girar bajo distintas condiciones de esfuerzo. Esta libertad está controlada por el perfil geométrico de los bloques de roca intacta, así como también, por la condición de las superficies que separan dichos trozos o bloques. Los trozos de roca angulosos, con caras definidas por superficies lisas y abruptas, producen un macizo rocoso mucho más competente que uno que contenga bloques completamente rodeados por material intemperizado y/o alterado.


(GIS)

• Uno de los problemas prácticos surge cuando se fija el valor del GSI en terreno, está relacionado con el daño por voladura. Donde sea posible, se debería usar la superficie no dañada para estimar el valor GSI, ya que el propósito principal es determinar las propiedades del macizo rocoso no perturbado. En todos aquellas superficies visibles que se hayan dañado a causa de la voladura, se debería de intentar hacer algo para compensar los valores del GSI más bajos obtenidos de esas caras libres. En caras libres recientemente voladas, se crearán nuevas discontinuidades por efecto de la voladura, las cuales resultan en un valor GSI que puede llegar a ser nada menos 10 puntos más bajo que el correspondiente al mismo macizo rocoso no perturbado por la voladura.




VALORES DE GSI > 25

exp mb/mi 100

28 GSI Ec. 06

100 exp 9

GSI s Ec. 07

0.5 a Ec. 08




VALORES DE GSI < 25

Ec. 09 0 s

Ec. 10 0.65 200

GS I a



• GSI: Geological Strength Index

• 0 ≤ GSI ≤ 100

• Si GSI = 100, roca intacta: se recupera el criterio H-B original

• Depende de las condiciones en la superficie y de la estructura del macizo

a

1’ = 3’ + c (mb (3’ / c ) + S)

1’ = Esfuerzo efectivo principal máximo en la falla

3’ = Esfuerzo efectivo principal mínimo en la falla

c = Resistencia compresiva uniaxial de las piezas de roca intacta

mb, s, a son las constantes de la composición, estructura y

condiciones superficiales de la masa rocosa

CRITERIO

GENERALIZADO DE

HOECK – BROWN

ESTRUCTURA

CO

NDI

CIO

N

DE

LA

SUP

ERF

ICIE

MUY

BUENA Superficies

rugosas y de

cajas

frescas(sin

señales de

intemperizaci

on ni de

alteración)

BUENA Superficies

rugosas,

cajas

levemente

intemprizadas

y/o alteradas,

con patinas

de oxido de

hierro

REGULA

R Superficies

lisas, cajas

moderadam

ente

intemperiza

das y/o

alteradas

MALA Superficies lisas y

cizalladas, cajas

intemperizadas

y/o alteradas, con

rellenos de

fragmentos

granulares y/o

arcillosos firmes

MUY MALA Superficies

lisas y

cizalladas,

cajas muy

intemperizada

s y/o

alteradas, con

rellenos

arcillosos

blandos

FRACTURADO EN BLOQUES

(BLOCKY) MACIZO ROCOSO CONFORMADO POR TROZOS

O BLOQUES DE ROCA BIEN TRABAJADOS, DE

FORMA CUBICA Y DEFINIDOS POR TRES SETS

DE ESTRUCTURAS, ORTOGONALES ENTRE SI

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.600

0.190

0.500

75,000

0.200

85

0.400

0.062

0.500

40,000

0.200

75

0.260

0.015

0.500

20,000

0.250

62

0.160

0.003

0.500

9,000

0.250

48

0.080

0.0004

0.500

3,000

0.250

34

FUERTEMENTE FRACTURADO EN

BLOQUES

(VERY BLOCKY) MACIZO ROCOSO ALGO PERTURBADO,

CONFORMADO POR TROZOS O BLOQUES DE

ROCA TRABADOS, DE VARIAS CARAS,

ANGULOSOS Y DEFINIDOS POR CUATRO O MAS

SETS DE ESTRUCTURAS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.400

0.062

0.500

40,000

0.200

75

0.290

0.021

0.500

24,000

0.250

65

0.160

0.003

0.500

9,000

0.250

48

0.100

0.001

0.500

5,000

0.250

38

0.070

0.000

0.530

2,500

0.300

25

FRACTURADO Y PERTURBADO

(BLOCKY/DISTURBED) MACIZO ROCOSO PLEGADO Y/O AFECTADO

POR FALLAS, CONFORMADO POR TROZOS O

BLOQUES DE ROCA DE VARIAS CARAS,

ANGULOSOS Y DEFINIDOS POR LA

INTERSECCIÓN DE NUMEROSOS SETS DE

ESTRUCTURAS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.240

0.012

0.500

18,000

0.250

60

0.170

0.004

0.500

10,000

0.250

50

0.120

0.001

0.500

6,000

0.250

40

0.080

0.000

0.500

3,000

0.300

30

0.060

0.000

0.550

2,000

0.300

20

DESISNTEGRADO

(DESINTEGRATED) MACIZO ROCOSO MUY FRACTURADO Y

QUEBRADO, CONFORMADO POR UN CONJUNTO

POBREMENTE TRABADO DE BLOQUES Y

TROZOS DE ROCA, ANGULOSOS Y TAMBIEN

REDONDEADOS

mb/

mi

S

a

Em

Y

GSI

0.170

0.004

0.500

10,000

0.250

50

0.120

0.001

0.500

6,000

0.250

40

0.080

0.000

0.500

3,000

0.300

30

0.060

0.000

0.550

2,000

0.300

20

0.040

0.000

0.600

1,000

0.300

10

CARACTERIZACION GEOTECNICA DEL MACIZO ROCOSO

INDICE GEOLOGICO DE RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO

CARACTERISTICAS

DE LA MASA

ROCOSA

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

CRITERIO

GENERALIZADO

DE HOEK Y

BROWN

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

01

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

02

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

02

CONDICIONES TIPICAS DE TUNELES (3 A 10 m DE LUZ)

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

03

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

04

INDICE DE

RESISTENCIA

GEOLOGICA

(GIS)

APLICACIÓN

05

G.S.I. MODIFICADO

COMPARACION ENTRE

SISTEMAS DE CLASIFICACION

DE MACIZOS ROCOSOS

COMPARACION ENTRE SISTEMAS DE

CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS TODOS LOS SISTEMAS DE CLASIFICACION DE MACIZOS ROCOSOS

SON PRODUCTOS DE OBSERVACIONES Y SE HAN DESARROLLADO EMPIRICAMENTE PLANTEANDO PARAMETROS DE CALIDAD DE ROCA SOBRE LA BASE DE SUS CARACTERISTICAS MECANICAS, DE SU CAPACIDAD DE SOPORTE A LAS SOLICITACIONES DE CARGA Y SU COMPORTAMIENTO POR UN DETERMINADO TIEMPO.

LOS SISTEMAS RQD Y Q (NGI) INCLUYEN UN NUMERO SUFICIENTE DE DATOS FISICOS Y MECANICOS DE LA ROCA PARA EVALUAR TODOS LOS FACTORES QUE INFLUYEN EN LA ESTABILIDAD DE UNA EXCAVACION SUBTERRANEA.

EL SISTEMA SRC INCLUYE DATOS SUPERFICIALES DE ASPECTOS GEOLOGICOS Y GEOMECANICOS. INCLUYE LA NEOTECTONICA.

EN CAMBIO EL SISTEMA RSR INCIDE EN LA CAPACIDAD DEL TIPO DE SOPORTE Y LAS DIMENSIONES DE LA EXCAVACION.

EN OTRO SENTIDO LAUFFER DESARROLLA EL COMPORTAMIENTO DE LA EXCAVACION POR SUS DIMENSIONES, Y POR UN TIEMPO DETERMINADO.

RABCEWICZ Y LAS NORMAS ALEMANAS (B-2203) E BASAN EN EL COMPORTAMIENTO DEL MACIZO ROCOSO Y LAS DIFICULTADES QUE OPONEN AL AVANCE DE UNA EXCAVACION.

MAPA

GEOLOGICO

DEL PERU

MUCHAS

GRACIAS

Education

3.APLICACION MECANICA DE ROCAS EN TUNELES