2 texto geomecánica 2015

Universidad Nacional del Centro del Per

Facultad de Ingeniera de Minas

Curso de Actualizacin Profesional en Ingeniera de Minas - 2015 I

ASIGNATURA

Nombre del Profesor : Jos AVELLANEDA PURI

Fecha de inicio : 09 de mayo de 2015

Fecha de finalizacin : 27 de junio de 2015

Mdulo : III (Formacin Profesional)

Requisitos acadmicos : Ingeniera Geolgica y Evaluacin de Reservas

Huancayo, 07 de Mayo de 2015

GEOMECNICA

Asignatura de GEOMECNICA

Curso de Actualizacin Profesional en Ingeniera de Minas 2015-I Pgina 2 de 74

CADA DE ROCAS 1. INTRODUCCIN Los derrumbes y hundimiento de las excavaciones subterrneas han existido desde los inicios de la minera y probablemente van a continuar mientras sta exista. La cada de roca probablemente no se elimine completamente debido a que las inestabilidades del terreno en muchos casos, no puede ser detectada antes de realizar las excavaciones mineras. La influencia de las condiciones geolgicas estructurales debe de ser de particular inters para que los operadores puedan llevar un minado da a da en condiciones seguras. Las cadas de rocas es el principal riesgo en la minera subterrnea a nivel .mundial. Por esta razn es primordial reconocer las diferentes condiciones del terreno que pueden conducir a una cada de rocas o derrumbe. El porcentaje de accidentes fatales en minera est ntimamente ligado a la cada, de rocas. As, por ejemplo, en Ontario (Canad) existe la siguiente estadstica:

Tipo de Accidente Porcentaje de accidentes fatales

Cada de roca suelta 32%

Reventazn de rocas 11%

Cada de bloques grandes 11%

Durante el desatado 20%

Perforando para instalar pernos de roca 12%

Perforacin de produccin 14%

En el Per las estadsticas tambin indican que la principal razn de accidentes fatales son las cadas de roca tal como se muestra en el siguiente cuadro.

Comparacin del nmero de accidentes fatales segn tipo (1994 - 1997)

Tipo de Accidente AO

1994 1995 1996 1997

Cada de rocas 42 36 40 30

Intoxicaciones 7 9 18 12

Explosiones 5 9 16 11

Cada de personas 12 15 10 7

El presente trabajo trata de presentar algunas herramientas de la mecnica de rocas que permitan evaluar las condiciones del macizo rocoso de tal manera de tomar las acciones correspondientes que eviten se produzcan accidentes fatales o incapacitantes. El desarrollo comprende 4 captulos que contienen conceptos bsicos tales como. Esfuerzos in situ e inducidos, clasificaciones geomecnicas sostenimiento de excavaciones y finalmente la identificacin de condiciones del macizo rocoso, basado en conceptos mecnicos de la mecnica de rocas y en la experiencia en operaciones mineras subterrneas. 2. ESFUERZOS IN SITU E INDUCIDOS 2.1. INTRODUCCIN La roca a profundidad se encuentra sometida a esfuerzos resultantes del peso del estrato sobreyaciente y de esfuerzos remanentes de origen tectnico. Cuando se excava una abertura en dicha roca, el esfuerzo de campo es interrumpido [ocalmente y un nuevo grupo de esfuerzos son inducidos en la roca circundante a la abertura. El conocimiento de las magnitudes y direcciones de estos esfuerzos in situ e inducidos es un componente esencial del diseo de excavaciones subterrneas ya que, en muchos casos, la resistencia de la roca es excedida y la inestabilidad resultante puede tener graves consecuencias en el comportamiento de las excavaciones.



El presente captulo trata el asunto de los esfuerzos in situ y asimismo los cambios en los esfuerzos que son inducidos cuando se excavan tneles o cavernas en roca sujeta a esfuerzos in situ. Los problemas asociados a la falla de la roca alrededor de las aberturas subterrneas y el diseo del sostenimiento de estas aberturas sern tratados en captulos posteriores. A continuacin se van a cubrir slo aquellos temas que son esenciales que el lector conozca cuando trate con el anlisis de la estabilidad inducida por esfuerzos y el diseo de sostenimiento para estabilizar la roca bajo estas condiciones. 2.2. ESFUERZOS IN SITU Considere un elemento de roca a una profundidad de 1,000 m debajo de la superficie. El peso de la columna vertical de la roca que descansa sobre este elemento es el producto de la profundidad y el peso unitario del macizo rocoso sobreyacente (tpicamente unas 2.7 ton/m3 o 0.027 MN/m3). En consecuencia, el esfuerzo vertical sobre el elemento es 2700 ton/m2 o 27 MPa. Este esfuerzo es estimado a partir de la simple relacin:

v = z .. (2.1) Donde:

v es el esfuerzo vertical es el peso unitario de la roca z es la profundidad por debajo de la superficie

Mediciones del esfuerzo vertical en varias zonas de proyectos de ingeniera de minas y civil en todo el mundo confirman que esta relacin es vlida, a pesar de que, tal como se ilustra en la Figura 2.1, hay una cantidad significativa de dispersin en las mediciones.

Figura 2.1 Mediciones de esfuerzos verticales en proyectos de ingeniera de minas y civil

alrededor del mundo (Despus de Hoeck y Brown 1978) Los esfuerzos horizontales que actan sobre un elemento de roca a una profundidad z por debajo de la superficie son mucho ms difciles de estimar que los esfuerzos verticales.



Normalmente, la relacin entre el esfuerzo horizontal promedio y el esfuerzo vertical es denotada por la letra k de manera que:

h = kv = kz .. (2.2) Terzaghi y Richart (1952) sugirieron que, para un macizo rocoso cargado gravitacionalmente en el que no se permiti deformacin lateral durante la formacin del estrato sobreyacente, el valor de k es independiente de la profundidad y es dado por k = v/(1-v) donde v es la relacin de Poisson del macizo rocoso. Esta relacin fue muy utilizada en los primeros das de la mecnica de rocas pero, como ya se explic anteriormente, demostr ser imprecisa y es raramente utilizada hoy en da. Mediciones de los esfuerzos horizontales en obras de ingeniera de minas y civil alrededor del mundo muestran que la relacin k tiene a ser ms elevada a menor profundidad y que disminuye con la profundidad (Brown y Hoek, 1978, Herget, 1988). Con el fin de entender la razn para estas variaciones de los esfuerzos horizontales, es necesario considerar el problema en una escala mucho mayor que una de una sola obra. Sheorey (1994) desarrollo un modelo de esfuerzo trmico elasto-esttico de la tierra. Este modelo considera la curvatura de la corteza y la variacin de constantes elsticas, coeficientes de dilatacin trmica y densidad a travs de la corteza y el manto. No est dentro de los alcances de este captulo efectuar una exposicin detallada acerca del modelo de Sheorey, sin embargo el proporcion una ecuacin simplificada que puede ser utilizada para estimar la relacin entre esfuerzos horizontales y verticales k.

k = 0.25 + 7 Eh (0.001 + 1) .. (2.3) z

donde z (m) es la profundidad debajo de la superficie y Eh (GPa) es el mdulo de deformacin promedio de la parte superior de la corteza de la Tierra medida en direccin horizontal. Esta direccin de medicin es importante particularmente en rocas sedimentarias estratificadas, en las que el mdulo de deformacin puede ser bastante diferente en distintas direcciones. Un grfico de esta ecuacin se muestra en la Figura 1.2 para un rango de mdulos de deformacin. Las curvas que relacionan a k con la profundidad debajo de la superficie z son similares a las publicadas por Brown y Hoek (1978), Herget (1988) y otros para esfuerzos medidos in situ. Por ello, se considera que la ecuacin 7.3 proporciona una base razonable para estimar el valor de k. Como lo seal Sheorey, su trabajo no explica la ocurrencia de esfuerzos verticales medidos que son mayores que la presin de sobrecarga calculada, la presencia de esfuerzos horizontales muy elevados en algunos puntos o por qu los dos esfuerzos horizontales casi nunca son iguales. Estas diferencias se deben probablemente a los rasgos topogrficos y geolgicos locales que no pueden tenerse en cuenta en un modelo a gran escala como el propuesto por Sheorey.



Figura 2.2 Relacin Entre esfuerzos horizontales y verticales para los diferentes mdulos de

deformacin en base a la ecuacin de Sheorey (Segn Shorey, 1994) En los lugares donde los estudios di sensibilidad han demostrado que es probable que los esfuerzos in situ ejerzan una gran influencia sobre el comportamiento de las aberturas subterrneas, se recomienda que se midan dichos esfuerzos. Ms adelante en este captulo expondremos algunas sugerencias para establecer un programa de medicin de esfuerzos. Esfuerzos Inducidos Cuando se ejecuta una excavacin en un macizo rocoso, los esfuerzos in situ existentes previos a la excavacin sufren una redistribucin crendose un nuevo campo de esfuerzos inducidos en el macizo circundante a la excavacin.

10

25

50

75

100

E (GPa)h

3000

2000

1000

0

1 2 3 40

Pro

fundid

ad b

ajo

la s

uperf

icie

, z

(m)

k = esfuerzo horizontal/esuerzo vertical



Zona de separacin de la lnea de flujo

que es anloga a una "Tensin"

en una maqueta elstica.

Zona de amontonamiento de lneas de flujo

lo que tiene analoga con la "Compresin"

en una maqueta elstica.

Zona de aproximadamente tres veces el

dimetro del obstculo, fuera del cual slo

ocurren deflexiones insignificantes del flujo.

Direccin del flujo inalterado que

es anloga a la direccin del

cuerpo inducido de esfuerzos en

un modelo elstico.

Figura 2.3 Deflexin de lneas de flujo alrededor de un obstculo cilndrico

VET

A

TAJE

O

Figura 2.4 Distribucin de esfuerzos principales



El efecto de la excavacin en el campo de esfuerzos se puede comparar por analoga con el efecto que tendra el colocar un obstculo en una corriente de aguas tranquilas, en este caso las lneas de flujo se desvan crendose zonas de concentracin de lneas de flujo y zonas de separacin de lneas de flujo (Figura 2.3). Esto mismo sucede cuando se ejecuta una excavacin minera (galeras, chimeneas, tajeos, etc.). En este caso los esfuerzos principales sufren una redistribucin alrededor de la excavacin crendose zonas de compresin y zonas de tensin alrededor de la excavacin. (Figura 2.4). Esta modificacin del campo de esfuerzos es mayor en las zonas ms prximas a la excavacin y tiende a ser menor hasta hacerse imperceptible en las zonas ms alejadas de la excavacin. De manera general se puede considerar que una excavacin genera esfuerzos inducidos perceptibles hasta una distancia de tres veces el ancho mximo de la misma. La manera en que los esfuerzos inducidos afectarn la estabilidad de la excavacin estar en funcin a los esfuerzos in situ, a las propiedades de resistencia del macizo rocoso y a la geometra de la excavacin.

3. CLASIFICACIN DE LOS MACIZOS ROCOSOS 3.1. INTRODUCCIN



Durante las etapas de diseo de factibilidad y preliminar de un proyecto, cuando se cuenta con muy poca informacin detallada acerca del macizo rocoso y sus tensiones y caractersticas hidrolgicas, la utilizacin de un sistema de clasificacin de macizos rocosos puede ser de gran ayuda. En la forma ms simple, esto puede significar la utilizacin del sistema de clasificacin a manera de lista de control para garantizar que toda la informacin relevante haya sido considerada. Al otro extremo del espectro, se puedan utilizar uno o ms sistemas de clasificacin en la construccin de una imagen de la composicin y caractersticas del macizo rocoso para proporcionar estimados inciales de los requerimientos de sostenimiento y para proporcionar estimados de las propiedades de resistencia y deformacin del macizo rocoso. Es importante comprender que la utilizacin de un sistema de clasificacin de los macizos rocosos no reemplaza (y no puede reemplazar) a algunos de los procedimientos de diseo ms elaborados. Sin embargo, para utilizar estos procedimientos de diseo se requiere tener acceso a informacin relativamente detallada acerca de los esfuerzos in-situ, las propiedades del macizo rocoso y la secuencia de excavacin que se pretende seguir, ninguno de los cuales podra estar disponible en una etapa temprana del proyecto. A medida que esta informacin se va haciendo disponible, el uso de los sistemas de clasificacin del macizo rocoso deben ir siendo actualizados y utilizados junto con anlisis especficos al sitio. 3.2. CLASIFICACIN INGENIERIL DE LOS MACIZOS ROCOSOS Los sistemas de clasificacin de los macizos rocosos han venido desarrollndose desde hace ms de 100 aos desde que Ritter (1879) hizo fu intentos por formalizar un enfoque emprico del diseo de tneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento. Aunque los sistemas de clasificacin son apropiados para su aplicacin original, especialmente si se utilizan dentro de los lmites de los estudios de casos prcticos a partir de los cuales fueron desarrollados, se debe tener bastante cuidado en la aplicacin de las clasificaciones de los macizos rocosos a otros problemas de ingeniera de rocas. En este captulo, se presentan resmenes de algunos de los sistemas de clasificacin ms importantes, y aunque se hizo todo lo posible por presentar toda la informacin relevante de los textos originales, hay varias notas y comentarios que no pudieron ser incluidos. El lector interesado debe tratar, en la medida de lo posible, de leer las referencias citadas para que pueda apreciar en una forma completa el uso, la aplicabilidad y las limitaciones de cada sistema. La mayora de sistemas de clasificacin de varios parmetros (Wickham et al (1972) Bieniawski (1973, 1989) y Barton et al (1974)) fueron desarrollados a partir de estudios de casos prcticos de ingeniera civil en los que se incluyeron todos los componentes de carcter geolgico-ingenieril del macizo rocoso. Sin embargo, en la minera subterrnea en roca dura, especialmente en niveles profundos, la meteorizacin del macizo rocoso y la influencia del agua por lo general, no son de gran importancia y pueden ser ignoradas. Los diferentes sistemas de clasificacin ponen distinto nfasis en los diversos parmetros, y se recomienda que se utilicen por lo menos dos mtodos en cualquier lugar durante las primeras etapas de un proyecto.

3.2.1. Clasificacin de los macizos rocosos de Terzaghi La ms antigua referencia al uso de la clasificacin de los macizos rocosos para el diseo del sostenimiento de tneles se encuentra en un documento elaborado por Terzaghi (1946) en el que las cargas de la roca, soportadas por cerchas de acero, son estimadas en base a una clasificacin descriptiva. Aunque no sera de utilidad incluir detalles de la clasificacin de Terzaghi en esta exposicin acerca del diseo de sostenimiento, es interesante examinar las descripciones del macizo rocoso incluidas en su texto original, ya que el autor dirige la atencin a aquellas caractersticas que dominan el comportamiento del macizo rocoso, particularmente en situaciones en las que la gravedad constituye la fuerza motora dominante. Las definiciones claras y concisas y los comentarios prcticos incluidos en estas descripciones son buenos ejemplos del tipo de informacin geolgico ingenieril que son de mayor utilidad en el diseo ingenieril. Las descripciones de Terzaghi (citadas directamente de su texto) son:



La roca intacta no contiene ni juntas ni grietas. Por lo tanto, cuando se rompe, lo hace a travs de la roca sana. Debido a los daos a la roca a causa de la voladura, pueden caer del techo lajas o fragmentos de roca varias horas o varios das despus de la voladura. A esto se le conoce como una condicin de liberacin o relajamiento. La roca dura intacta tambin puede encontrarse en una condicin de reventazn la que implica el desprendimiento espontneo y violento de lminas de roca de las paredes o del techo.

La roca estratificada est constituida por estratos individuales con poca o ninguna resistencia a la separacin a lo largo del plano limtrofe entre estratos. Los estratos pueden haberse debilitado o no debido a juntas transversales. En este tipo de roca, la condicin de desprendimiento es ms o menos comn.

La roca medianamente fisurada contiene juntas y grietas capilares, pero los bloques entre las juntas estn soldados o se encuentran tan estrechamente entrelazados que las paredes verticales no requieren de refuerzo lateral. En rocas de este tipo, se pueden encontrar tanto condiciones de relajamiento como condiciones de reventazn.

La roca agrietada en bloques est compuesta por fragmentos de roca qumicamente intacta o casi intacta, los cuales se encuentran totalmente separados uno del otro e imperfectamente entrelazados. En este tipo de roca, las paredes verticales pueden requerir de refuerzo lateral.

La roca triturada pero qumicamente inalterada tiene la apariencia de un producto chancado sin cribar. Si la mayora o todos los fragmentos son del tamao de arena fina y no ha ocurrido recementacin, la roca triturada que se encuentra por debajo del nivel de la napa fretica presenta las propiedades de una arena saturada.

La roca extrusiva avanza lentamente por el tnel sin incremento perceptible del volumen. Un prerrequisito para esto es un porcentaje elevado de partculas microscpicas y sub-microscpicas de minerales micceos o minerales arcillosos de poca capacidad de esponjamiento.

La roca expansiva avanza bsicamente en el tnel a causa de su expansin. La capacidad de esponjamiento parece limitarse a las rocas que contienen minerales arcillosos como la montmorillonita, con una alta capacidad de expansin.

3.2.2. Clasificaciones que implican el tiempo de Auto-Soporte Lauffer (1958) propuso que el tiempo de auto-soporte para una abertura sin sostenimiento est relacionado a la calidad del macizo rocoso en el que se excava la abertura. En un tnel, la abertura sin sostenimiento se define como el ancho del tnel o la distancia entre el frente y el sostenimiento ms cercano, si ste es mayor que el ancho del tnel. La clasificacin original de Lauffer ha sido desde entonces modificada por una serie de autores, en particular Pacher et al (1974), y ahora forma parte del' enfoque general de excavacin de tneles conocido como el Nuevo Mtodo Austriaco de Excavacin de Tneles. La relevancia del concepto del tiempo de auto-soporte es que un incremento en el ancho del tnel conduce a una reduccin significativa en el tiempo disponible para la instalacin del soporte. Por ejemplo, un tnel piloto pequeo puede ser construido con xito con un soporte mnimo, mientras que un tnel con un ancho mayor en el mismo macizo rocoso puede no ser estable sin la instalacin inmediata de sostenimiento substancial. El Nuevo Mtodo Austraco de Excavacin de Tneles comprende una serie de tcnicas para una excavacin segura de tneles en condiciones de la roca en que el tiempo de auto-soporte es limitado antes de que ocurra una falla. Entre estas tcnicas est el uso de galeras de avance ms pequeas y el banqueo o el empleo de socavones mltiples para formar un anillo reforzado dentro del cual pueda excavarse la masa del tnel. Estas tcnicas son aplicables en rocas blandas tales como lutitas, filitas y lodolitas en las que es probable que ocurran problemas de extrusin y esponjamiento, descritos por Terzaghi (ver seccin anterior). Las tcnicas tambin pueden aplicarse cuando se excava tneles en roca excesivamente fracturada, aunque se debe tener mucho cuidado en tratar de aplicar estas tcnicas a excavaciones en rocas duras en las que ocurren diferentes mecanismos de falla. Para el diseo de sostenimiento de excavaciones en roca dura, es prudente asumir que la estabilidad del macizo rocoso que circunda a la excavacin no es dependiente del tiempo. En consecuencia, si una cua estructuralmente definida es expuesta en el techo de una excavacin, ste caer en cuanto



se retire la roca que lo sostiene. Esto puede ocurrir en el momento de la voladura o durante la subsiguiente operacin de desquinche. Si es necesario mantener dicha cua en el lugar, o incrementar el margen de seguridad, es esencial que el soporte sea instalado lo ms pronto posible, de preferencia antes de remover la roca que sostiene la cua completa. Por otro lado, en una roca sometida a gran esfuerzo, la falla ser inducida generalmente por cierto cambio en el campo de esfuerzos que rodea a la excavacin. La falla puede ocurrir en forma gradual y manifestarse como un lajeo o puede ocurrir repentinamente en forma de un estallido de la roca por presin. En cualquiera de los casos, el diseo del sostenimiento debe tener en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos en lugar del tiempo de auto-soporte de la excavacin. 3.2.3. ndice de calidad de la roca (RQD) Rock Quality Designation desarrollado por Deere (Deere et al 1967) para proporcionar un estimado cuantitativo de la calidad del macizo rocoso a partir de los registros de testigos de perforacin. El RQD es definido como el porcentaje de trozos de testigo intactos de longitud superior a 100 mm (4 pulgadas) de la longitud total del testigo. El testigo debe ser de un dimetro mnimo NK (54.7 mm o 2.15 pulgadas) y debe ser perforado con un saca testigos de doble tubo. Los procedimientos correctos para medir la longitud de los trozos de testigo y el clculo del RQD se encuentran resumidos en la Figura 3.1. Palmstrom (1982) sugiri que, cuando no hay testigo disponible pero hay seales visibles de discontinuidades en exposiciones superficiales o galenas de exploracin, el RQD puede ser estimado a partir del nmero de discontinuidades por unidad de volumen. La relacin sugerida para los macizos rocosos sin arcilla es:

RQD = 115 3.3 Jv .. (3.1) Donde Jv es la suma del nmero de juntas por unidad de longitud para todas las familias de juntas (discontinuidades) conocida como el conteo volumtrico de juntas.

L=38 cm

L=17 cm

L=0trozos de longitud

en el eje 10cm

Long. total del testigo x 100

RQD(%)= 38 + 17 + 20 + 43

x 100 200

RQD(%)= 591 (Rpta.)

Figura 3.1 Procedimiento para medir y calcular el RQD (Segn Deere, 1989)

El RQD es un parmetro dependiente de la direccin y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo de la orientacin del sondeo. El empleo del conteo volumtrico de juntas puede ser de gran utilidad para reducir esa dependencia de la direccin.



El RQD est diseado para representar la calidad del macizo rocoso in sita. Cuando se utilicen testigos de perforacin diamantina se deber tener cuidado en asegurar que las fracturas, que han sido causadas por el proceso de manejo o perforacin, sean identificadas e ignoradas al determinar el valor del RQD. Cuando se utilice la relacin de Palmstrom para el mapeo de exposiciones, las fracturas inducidas por la voladura no deben ser incluidas al estimar el Jv. El RQD de Deere ha sido ampliamente utilizado, particularmente en Norteamrica, durante los ltimos 25 aos. Cording y Deere (1972), Merritt (1972) y Deere y Deere (1988) han intentado relacionar el RQD a los factores de carga de roca de Terzaghi y a los requerimientos de pernos de roca en tneles. En el contexto de esta exposicin, el uso ms importante del RQD es como componente de las clasificaciones del macizo rocoso RMR y O, que sern cubiertas posteriormente en este captulo. 3.2.4. Indice RSR (Rock Structure Rating) Wickham et al (1972) efectu la descripcin de un mtodo cuantitativo para describir la calidad de un macizo rocoso y para seleccionar el sostenimiento apropiado en base a su clasificacin segn la capacidad de la estructura de la roca (RSR). La mayora de estudios de casos prcticos utilizados en el desarrollo de este sistema, fueron para tneles relativamente pequeos sostenidos mediante cerchas de acero, aunque histricamente este sistema fue el primero en hacer referencia al sostenimiento con shotcrete (concreto lanzado). Pese a esta limitacin, vale la pena examinar el sistema de RSR con cierto detalle, ya que l demuestra la lgica involucrada en el desarrollo de un sistema de clasificacin del macizo rocoso semi-cuantitativo. La importancia del sistema del RSR, en el contexto de esta exposicin, es que introdujo el concepto de calificar cada uno de los componentes listados a continuacin para alcanzar un valor numrico del RSR = A + B + C. 1. Parmetro A, Geologa:

Apreciacin general de la estructura geolgica en base a: a. Origen del tipo de roca (gnea, metamrfica, sedimentaria). b. Dureza de la roca (dura, media, blanda, descompuesta). c. Estructura geolgica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada).

2. Parmetro B, Geometra: Efecto del patrn de discontinuidades con respecto a la direccin del avance del tnel en base a: a. Espaciamiento de las juntas. b. Orientacin de las juntas (rumbo y buzamiento). c. "Direccin del avance del tnel.

3. Parmetro C: Efecto del afluente de agua subterrnea y la condicin de las juntas en base a: a. Calidad general del macizo rocoso en base a la combinacin de A y B. b. Condicin de las juntas (buena, regular, mala). c. Cantidad del afluente de agua (en galones por minuto por 1000 pies de tnel).



Avance segun el buzamiento

Avance contra el buzamiento

Observe qeu la clasificacion del RSR utilizaba

unidades imperiales, las que hemos mantenido en

esta exposicion.

En las Tablas 3.1, 3.2, 3.3 se reproducen tres

tablas del docmento preparado por Wickham en

1972. Estas tablas pueden ser utilizadas para

evaluar la clasificacion de cada uno de estos

parametros para llegar al valor del RSR (maximo

RSR = 100).

Por ejemplo, una roca metamorfica dura que se

encuentra ligeramente plegada o fallada tiene una

valoracion de A = 22 (de la tabla 3.1). El macizo

rocoso moderadamente fisurado, con juntas de

rumbo perpendicular al eje del tunel que esta

siendo excavado de este a oeste, y buzamiento

entre 20 y 50.

La tabla 3.2 presentya la clasificacion para B = 24

para la excavacion hacia el buzamiento (definida

en el grafico del margen)

El valor de A + B = 46, lo que significa que, para juntas de condicin regular (ligeramente meteorizada y alterada) y agua de una afluencia moderada de entre 200 y 1,000 galones por minuto, la Tabla 3.3 da la calificacin para C = 16. En consecuencia, el valor final del RSR = A + B + C = 62.

0 1 2 876543

10

20

30

40

60

70

50

ConcretoPerno de Roca de 1pulg.

de diametro

6 H 20

8 WF 31

8 WF 48

Limite practico

para Cerchas

y espacio entre pernos

Espaciamiento entre Cerchas - Pies

Espaciamiento entre pernos de roca - Pies

Espesor del concreto lanzado - Pulgadas

R S

R

Figura 3.2 Estimados del RSR para un tnel circular d 24 pies (7.3 m) de dimetro. Observe que los pernos de roca y el concreto lanzado por lo general son utilizados juntos. (Segn Wickham et al 1972)



En la Figura 3.2, se muestra un conjunto tpico de curvas de prediccin para un tnel de 24 pies de dimetro, el que muestra que, para el valor RSR de 62 deducido anteriormente, el sostenimiento anticipado sera de 2 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de dimetro espaciadas en centros de 5 pies. Tal como se indica en la figura, las cerchas de acero estaran espaciadas ms de 7 pies y no seran consideradas una solucin prctica para el sostenimiento de este tnel. Para el tnel del mismo tamao en un macizo rocoso con RSR = 30, el sostenimiento podra ser provisto por cerchas de acero de 8 WF espaciados 3 pies, o mediante 5 pulgadas de shotcrete y pernos de anclaje de 1 pulgada de dimetro espaciados en centros de 2.5 pies. En este caso, es probable que la solucin con cerchas de acero sea ms econmica y ms efectiva que la utilizacin de pernos de roca y shotcrete. Aunque el sistema de clasificacin del RSR no es muy utilizado hoy en da, el trabajo de Wickham et al desempe un papel importante en el desarrollo de los sistemas de clasificacin expuestos en las secciones restantes, de este captulo.

Tabla 3.1: Clasificacin del RSR: Parmetro A: Geologa general del rea

TIPO BSICO DE ROCA

ESTRUCTURA GEOLGICA Dura

Media

Blanda

Descompuesta

gnea 1 2 3 4

Masiva

Ligeramente

Moderadamente

Intensamente

Metamrfica

1 2 3 4 Plegada o Plegada o Plegada o

Sedimentaria

2 3 4 4 Fallada Fallada Fallada

Tipo 1 30 22 15 9

Tipo 2 27 20 13 8

Tipo 3 24 18 12 7

Tipo 4 19 15 10 6

Tabla 3.2: Clasificacin del RSR: Parmetro B: Patrn de juntas, direccin de excavacin

Buzamiento Promedio de las Juntas

Rumbo perpendicular al Eje Rumbo paralelo al Eje

Direccin de avance Direccin de Avance

Ambas Segn

Buzamiento Contra el

Buzamiento Cualquier Direccin

Buzamiento de juntas prominentesa Buzamiento

Echado

Juntas Prominentes

Echado

Inclinado

Vertical

Inclinado

Vertical

Inclinado

Vertical

1. 2 in 9 11 13 10 12 9 9 7 2. 2-6 in 13 16 19 15 17 14 14 11

3. 6-12 in 23 24 28 19 22 23 23 19

4. 1-2 ft 30 32 36 25 28 30 28 24

5. 2-4 ft 36 38 40 33 35 36 24 28

6. Masivo, 4 ft

40 43 45 37 40 40 38 34

Tabla 3.3: Valoracin de la Estructura de la Roca: Parmetro C: Agua subterrnea, condicin de

juntas

Afluencia de agua prevista gpm/1000 ft de tnel

Suma de Parmetros A + B

13-44 45-75

Condicin de las juntasb

Buena Regular Mala Buena Regular Mala

Nula 22 18 12 25 22 18

Ligera, 200 gpm 19 15 9 23 19 14 Moderada, 200-1000 gpm 15 22 7 21 16 12

Alta, 1000 gpm 10 8 6 18 14 10



a BUZAMIENTO: echado (0-20); inclinado (20-50); y vertical (50-90) b CONDICIN DE LAS JUNTAS: buena (compactas o cementadas); regular (ligeramente meteorizadas o alteradas); mala (intensamente meteorizada, alterada o abierta). 3.3. CLASIFICACIN GEOMECNICA Bieniawski (1976) public los detalles de una clasificacin del macizo rocoso denominada la Clasificacin Geomtrica o el ndice RMR (Rock Mass Rating). A travs de los aos, este sistema ha sido refinado con xito a medida que se han examinado ms registros de casos y el lector debe estar consciente de que Bieniawski ha efectuado cambios significativos en las valoraciones asignadas a los diferentes parmetros. La exposicin que presentamos a continuacin se basa en la versin de la clasificacin de 1989 (Bieniawski, 1989). Los seis parmetros siguientes son utilizados para clasificar un macizo rocoso empleando el sistema de RMR: 1. Resistencia a la compresin simple del material rocoso 2. ndice de la Calidad de la Roca (RQD) 3. Espaciamiento de las discontinuidades 4. Estado de las discontinuidades 5. Estado del agua subterrnea 6. Orientacin de las discontinuidades Para la aplicacin de este sistema de clasificacin, el macizo rocoso se divide en una serie de regiones estructurales y cada regin es clasificada por separado. Los lmites de las regiones estructurales generalmente coinciden con un rasgo estructural principal como por ejemplo una falla o con un cambio en el tipo urolgico de roca. En algunos casos, cambios significativos en el espaciamiento o caractersticas de las discontinuidades, dentro del mismo tipo de roca, pueden implicar la divisin del macizo rocoso en una serie de regiones estructurales pequeas. El sistema RMR se presenta en la Tabla 3.4, mostrando las puntuaciones para cada uno de los seis parmetros listados anteriormente. Estas-.puntuaciones son sumadas para dar un valor RMR. El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor RMR. EJEMPLO: Se va construir un tnel a travs de granito ligeramente meteorizado con una familia de juntas de un buzamiento de 60 contra la direccin de excavacin. Los ensayos de referencia y el logueo de los testigos de perforacin diamantina arrojan valores del ndice de resistencia bajo carga puntual de 8 MPa y valores del RQD promedio del 70%. Las juntas ligeramente rugosas y ligeramente meteorizadas con una separacin de < 1 mm, se encuentran espaciadas 300 mm. Las condiciones de excavacin del tnel se anticipa que sern hmedas.

El valor RMR es determinado de la siguiente manera:

TABLA ITEM VALOR VALORACIN

3.4: A.1 ndice de carga puntual 8 Mpa 12

3.4: A.2 RQD 70% 13

3.4: A.3 Espaciamiento de discontinuidades 300 mm 10

3.4: E.4 Estado de discontinuidades Nota 1 22

3.4: A.5 Agua subterrnea Hmedo 7

3.4: B Ajuste para orientacin de juntas Nota 2 -5

Total 59

Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas v alteradas con una separacin de < 1 mm, la Tabla 3.4.A.4 presenta una valoracin de 25. Si se encuentra disponible informacin ms detallada, se puede utilizar la Tabla 3.4.E para obtener una valoracin ms refinada. En consecuencia, en este caso, la valoracin es la suma de: 4 (longitud de discontinuidad de 1-3 m), 4 (separacin 0.1-1.0 mm), 3 (ligeramente rugosa), 6 (sin relleno) y 5 (ligeramente meteorizada) = 22.



Nota 2. La Tabla 3.4.F presenta una descripcin de 'Regular' para las condiciones asumidas en qu el tnel es excavado contra el buzamiento de una familia de juntas con buzamiento de 60a. Utilizando esta descripcin para Tneles y Minas' en la Tabla 3.4.B presenta una valoracin de ajuste de -5. Bieniawski (1989) public una serie de lineamientos para la seleccin del sostenimiento de tneles en roca para los que se ha determinado el valor del RMR. Estos lineamientos se encuentran reproducidos en la Tabla 3.5. Observe que estos lineamientos han sido publicados para un tnel en forma de herradura de un vano de 10 m, construido utilizando los mtodos de perforacin y voladura, en un macizo rocoso sometido a un esfuerzo vertical < 25 MPa (equivalente a una profundidad por debajo de la superficie de



4

Condiciones de las discontinuidades (Ver E)

Superficies muy rugosas

Superficies ligeramente rugosas

Superficies ligeramente rugosas

Superficies pulidas, o

Relleno de falla suave 5 mm de espesor, o

Discontinuas Separacin 1 mm

Separacin 1 mm

Relleno de falla 5 mm de espesor, o

Separacin 5 mm

No hay separacin

Paredes ligeramente meteorizadas

Paredes altamente meteorizadas

Separacin 1-5 mm

Continuas Paredes intactas

Continuas

Puntuacin 30 25 20 10 0

5

Afluencia por 10 m de longitud del tnel (l/m)

Ninguna 10 10-25 25-125 125

(Presin de agua en las juntas) / ( principal mayor)

0 0.1 0.1-0.2 0.2-0.5 0.5

Condiciones generales

Completamente seco

Hmedo Mojado Goteando Fluyendo

Puntuacin 15 10 7 4 0

B. AJUSTE DE LA PUNTUACIN PARA LA ORIENTACIN DE DISCONTINUIDADES (Ver F)

Orientaciones de rumbo y buzamiento

Muy favorable

Favorable Regular Desfavorable Muy

desfavorable

Puntuaciones

Tneles y minas 0 -2 -5 -10 -12

Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -2 -25 -50

C. CLASES DE MACIZOS ROCOSOS DETERMINADOS A PARTIR DE LA PUNTUACIN TOTAL

Valoracin 100-81 80-61 60-41 40-21 21

Categora Roca Tipo I Roca Tipo II Roca Tipo III Roca Tipo IV Roca Tipo V

Descripcin Roca muy buena Roca buena Roca regular Roca mala Roca muy mala

D. SIGNIFICADO DE LAS CLASES DE ROCA

Categora Roca Tipo I Roca Tipo II Roca Tipo III Roca Tipo IV Roca Tipo V

Tiempo promedio de autosoporte

20 aos para tramo de 15

m

1 ao para un tramo de

10 m

1 semana para tramo de

5 m

10 horas para tramo de 2.5 m

30 min para tramo de 1

m

Cohesin del macizo rocoso (kPa)

400 300-400 200-300 100-200 100



Angulo de friccin del macizo rocoso

45 35-45 25-35 15-25 15

E. LINEAMIENTOS PARA CLASIFICACIN DE LAS CONDICIONES DE DISCONTINUIDAD

Longitud de discontinuidad (persistencia)

1 m 1-3 m 3-10 m 10-20 m 20 m

Puntuacin 6 4 2 1 0

Separacin (apertura)

Cerrada 0.1 mm 0.1-1.0 mm 1-5 mm 5 mm

Puntuacin 6 5 4 1 0

Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ligeramente

rugosa Lisa Pulida

Puntuacin 6 5 3 1 0

Relleno (relleno de falla)

Ninguna Relleno duro 5mm

Relleno duro 5 mm

Relleno blando 5

mm

Relleno blando 5 mm

Puntuacin 6 4 2 1 0

Meteorizacin No

meteorizada Ligeramente meteorizada

Moderadamente meteorizada

Altamente meteorizada

Descompuesta

Puntuacin 6 5 3 1 0

F. EFECTO DE LA ORIENTACIN DE RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN LA PERFORACIN DE TNELES **

Rumbo de discontinuidad PERPENDICULAR al eje del tnel

Rumbo de discontinuidad PARALELO al eje del tnel

Excavacin hacia (con el) el buzamiento Buzamiento 45-90

Excavacin hacia (con el) el buzamiento Buzamiento 20-45

Buzamiento 45-90

Buzamiento 20-45

Muy favorable Favorable Muy desfavorable Regular

Excavacin contra el buzamiento Buzamiento 45-90

Excavacin contra el buzamiento Buzamiento 20-45

Buzamiento 0-20, independiente del rumbo

Regular (moderado) Desfavorable Regular (moderado)

* Algunas condiciones se excluyen mutuamente. Por ejemplo, si hay relleno presente, la rugosidad de

la superficie ser opacada por la influencia del relleno de falla. En dichos casos utilice A4 directamente.

** Modificado segn Wickman et al (1972) Tabla 3.5: Lineamientos para la excavacin y sostenimiento de tneles en roca de vano de 10 m de

conformidad con el sistema RMR (Segn Bieniawski 1989)

CLASIFICACIN DEL MACIZO ROCOSO

EXCAVACIN

PERNOS DE ROCA (20 mm dim. totalmente cementado)

CONCRETO LANZADO

CERCHAS DE ACERO

I. Roca muy buena

RMR: 81-100

A frente completo avance de 3m.

Generalmente no se requiere sostenimiento, excepto ocasionalmente pernos de roca

II. Roca buena RMR: 61-80

A frente completo, avance de 1.0 a 1.5 m. Instalar el sostenimiento a 20 m del frente.

Localmente pernos de 3 m de long. Instalados en el techo, espaciados 2.5 m, ocasionalmente con malla metlica.

50 mm en el techo, donde se requiera.

No



III. Roca regular

RMR: 41-60

Excavacin superior y banqueo, avance superior de 1.0 a 1.5 m en el techo. Iniciar el sostenimiento despus de cada voladura. Culminar el sostenimiento 10 m del frente.

Pernos sistemticos de 4 m de long., espaciamiento 1.5-2 m en el techo y paredes con malla metlica en el techo.

50-100 mm en el techo y 30 mm en las paredes.

No

IV. Roca mala RMR: 21-40

Excavacin superior y banqueo, avance de 0.5 a 1.5 m en el techo. Instalacin de sostenimiento junto con la excavacin a 10 m del frente.

Pernos sistemticos de 4-5 m de long., espac. 1-1.5 m en el techo y paredes con malla metlica.

100-150 mm en el techo y 100 mm en las paredes.

Cerchas ligeras espac. 1.5 m donde se requiera.

V. Roca muy pobre

RMR: 20

Galeras mltiples de avance superior de 0.5 a 1.5 m. Instalar sostenimiento junto con la excavacin. Aplicacin de shotcrete lo ms pronto posible despus de la voladura.

Pernos sistemticos 5-6 m de long., espaciado de 1 a 1.5 m en el techo y las paredes con malla metlica.

150-200 mm en el techo, 150 mm en las paredes y 50 mm en el frente.

Cerchas medidas a pesadas espaciadas 0.75 m con revestimiento de acero y estacas de avance, de ser necesario.

3.4. MODIFICACIONES AL RMR PARA LA MINERA El sistema RMR de Bieniawski se bas originalmente en estudios de casos prcticos de ingeniera civil. En consecuencia, la industria minera tenda a considerar esta clasificacin algo conservadora, por lo que se han propuesto varias modificaciones con el fin de hacer que la clasificacin sea ms apropiada para aplicaciones en la minera. Un amplio resumen de estas modificaciones fue recopilado por Bieniawski (1989). Laubscher (1977, 1984) Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un sistema RMR Modificado para la minera. Este sistema del MRMR toma el valor bsico RMR tal como lo defini Bieniawski y lo ajusta para que explique los esfuerzos in-situ e inducidos, los cambios en los esfuerzos y los efectos de la voladura y la meteorizacin. Un grupo de recomendaciones de sostenimiento estn asociadas al valor del MRMR resultante. Al utilizar el sistema MRMR de Laubscher, se debe tener presente que muchos de los estudios de casos en los que se basa provienen de operaciones por el mtodo de hundimiento. Originalmente, el mtodo de hundimiento por bloques utilizado en las minas de asbesto del frica sirvieron de base para las modificaciones, pero, subsiguientemente, otros estudios de casos prcticos de todo el mundo han sido aadidos a la base de datos. Cummings et al (1982) y Kendorski et al (1983) tambin han modificado la clasificacin del RMR de Bieniawski para producir el sistema MBR (RMR bsico modificado) para la minera. Este sistema fue desarrollado para operaciones por el mtodo de hundimiento en los Estados Unidos. Comprende el uso de diferentes valoraciones para los parmetros originales utilizados para determinar el valor del RMR y el subsecuente ajuste del valor MBR resultante para considerar daos por voladura, esfuerzos



inducidos, rasgos estructurales, distancia desde el frente del derrumbe y dimensin del bloque de hundimiento. Las recomendaciones de sostenimiento se presentan para galenas aisladas o de desarrollo as como para el sostenimiento final de intersecciones y socavones. 3.5. NDICE DE CALIDAD DE EXCAVACIN DE TNELES EN ROCA Q En base a la evaluacin de un gran nmero de estudios de casos prcticos de excavaciones subterrneas, Barton et al (1974) del Instituto Geotcnico de Noruega propuso un ndice de Calidad de Excavacin de Tneles (Q) para la determinacin de las caractersticas del macizo rocoso y los requerimientos de sostenimiento del tnel. El valor_ numrico del ndice Q vara en una escala logartmica de 0.001 a un mximo de 1,000 y se define por:

Q = RQD * Jr * Jw .. (3.2) Jn Ja SRF Donde:

RQD : es el ndice de Calidad de Roca Jn : es el nmero de familia de juntas Jr : es el ndice de rugosidad de las juntas Ja : es el ndice de alteracin de las juntas Jw : es el factor de reduccin por presencia de agua en las juntas SRF : es el factor de reduccin por esfuerzos

Para explicar el significado de los parmetros utilizados para determinar el valor de Q., Barton et al (1974) ofrecen los siguientes comentarios: El primer cociente (RQD/Jn), que representa la estructura del macizo rocoso, es una medida rudimentaria del tamao de los bloques o de las partculas, con los dos valores extremos (100/0.5 y 10/20) diferencindose en un factor de 400. Si el cociente es interpretado en unidades de centmetros, los 'tamaos de partcula' extremos de 200 a 0.5 cm son considerados aproximaciones gruesas pero bastante realistas. Probablemente, los bloques ms grandes tendran varias veces este tamao y los fragmentos ms pequeos la mitad del tamao. (No se consideran, desde luego, las partculas de arcilla). El segundo cociente (Jr/Ja) representa la rugosidad y las caractersticas de friccin de la paredes d la juntas o de los materiales de relleno. Este cociente se inclina a favor de juntas rugosas e inalteradas que se encuentran en contacto directo. Se espera que tales superficies estn cerca de la resistencia pico, que se dilatarn fuertemente al ser cortadas y que, por lo tanto, sern muy favorables a la estabilidad de un tnel. Cuando las juntas de la roca presentan recubrimientos y rellenos arcillosos delgados, su resistencia se reduce considerablemente. Sin embargo, el contacto de las paredes de la roca despus de que han ocurrido pequeos desplazamientos por esfuerzo de corte, pueden ser un factor muy importante para proteger la excavacin de falla final. Donde no existe contacto entre las paredes de la roca, las condiciones son extremadamente desfavorables para la estabilidad del tnel. Los ngulos de friccin (presentados en la Tabla 3.6) se encuentran ligeramente por debajo de los valores de resistencia residual para !a mayora de arcillas, y posiblemente son rebajados por el hecho de que estas capas o rellenos de arcilla tiendan a consolidarse durante el corte, al menos si ha ocurrido la consolidacin normal o un ablandamiento y esponjamiento. La presin de esponjamiento de la montmorillonita tambin puede ser un factor que interviene en este punto. El tercer cociente (Jw/SRF) est compuesto por dos parmetros, de esfuerzo. SRF es una medida de: 1) la carga que se disipa en el caso de una excavacin a travs de zonas de corte y de roca con contenido de arcilla, 2) el esfuerzo en una roca competente y 3) las cargas extrusivas en rocas plsticas incompetentes. Se puede considerar un parmetro total de esfuerzos. El parmetro Jw es una medida



de la presin del agua, la cual tiene un efecto negativo sobre la resistencia al corte de las juntas debido a una reduccin en el esfuerzo efectivo normal. El agua puede causar adems el ablandamiento y el posible lavado en el caso de las juntas con relleno de arcilla. Se demostr que es imposible combinar estos dos parmetros en trminos del esfuerzo efectivo entre bloques, ya que paradjicamente un valor alto de esfuerzo efectivo normal puede a veces indicar condiciones menos estables que un valor bajo, a pesar de tener una mayor resistencia al corte. El cociente es un factor (Jn/SRF) emprico "complicado que describe el esfuerzo activo.

Parece que la calidad de excavacin de tneles en roca (Q) puede ahora considerarse estar en funcin de slo tres parmetros que son medidas aproximadas de:

1. El tamao de los bloques (RQD/Jn) 2. La resistencia al corte entre bloques (Jr/Ja) 3. El esfuerzo activo (Jw/SRF) Sin lugar a dudas, hay muchos otros parmetros que podran aadirse para mejorar la precisin de este sistema de clasificacin. Uno de estos seria la orientacin de las juntas. Pese a que existen muchos registros de casos que incluyen la informacin necesaria acerca de la orientacin estructural con relacin al eje de la excavacin, se ha descubierto que ste no es el parmetro general importante que se poda esperar. Parte de la explicacin es que las orientaciones de muchos tipos de excavaciones pueden ajustarse (y normalmente se ajustan) para evitar el efecto mximo de juntas principales de orientacin desfavorable. Sin embargo, en el caso de tneles no se cuenta con esta opcin, y ms de la mitad de los registros de casos se hallan dentro de esta categora. Los parmetros Jn, Jr y Ja parecen desempear un papel ms importante que la orientacin, ya que el nmero de familias de juntas determina el grado de libertad de movimiento para los bloques (si es que los hay), y las caractersticas de friccin y dilatacin pueden variar ms que el componente gravitacional de movimiento en direccin del buzamiento de las juntas orientadas desfavorablemente. Si las orientaciones de las juntas hubieran sido incluidas, la clasificacin habra sido menos general y su simplicidad esencial se habra perdido. La Tabla 3.6 muestra la clasificacin de los parmetros individuales utilizados para obtener el ndice de Calidad de Excavacin de Tneles Q para un macizo rocoso. El empleo de esta tabla se ilustra en el siguiente ejemplo. EJEMPLO: Una cmara de chancadoras de 15 m de vano para una mina subterrnea va a ser excavada en norita a una profundidad de 2,100 m debajo de la superficie. El macizo rocoso contiene dos familias de juntas que controlan la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no estn meteorizadas, presentando manchas de xido de poca importancia en la superficie. Los valores RQD varan entre 85% y 95% y los ensayos de laboratorio sobre muestras de testigos de roca intacta arrojan una resistencia a la compresin simple promedio de 170 MPa. Las direcciones del esfuerzo principal son aproximadamente verticales horizontales y la magnitud del esfuerzo principal horizontal es de aproximadamente 1.5 veces la del esfuerzo principal vertical. El macizo rocoso est localmente hmedo pero no presenta evidencias de flujo de agua. El valor numrico del RQD es utilizado directamente en el clculo de Q y, para este macizo rocoso, se emplear un valor promedio de 90. La Tabla 3.6.2 muestra que, para dos familias de juntas, el nmero de familias de juntas. Jn = 4. Para las juntas rugosas o irregulares que son onduladas, la Tabla 3.6.3 presenta un nmero de rugosidad de juntas de Jr = 3. La Tabla 3.6.4 muestra el nmero de alteracin de juntas, Ja = 1.0, para paredes de juntas inalteradas con slo manchas de xido en la superficie. La Tabla 3.6.5 muestra que, para una excavacin con un afluente-de poca magnitud, el factor de reduccin por agua en las juntas, Jw = 1.0. Para una profundidad por debajo de la superficie de 2,100 m el esfuerzo de la sobrecarga ser aproximadamente 57 MPa y, en este caso, el esfuerzo principal mayor 1 = 85 MPa. Como la resistencia a la compresin simple de la norita es de aproximadamente 170 MPa, esto da una relacin de c/1 = 2. La Tabla 3.6.6 muestra que, para roca competente con problemas de esfuerzo, se puede esperar que este valor de c/1 produzca fuertes condiciones de estallido de la roca y que el valor SRF debe estar entre 10 y 20. Para este clculo se asumir un valor de SRF = 15. Utilizando estos valores se tiene: Q = 90 * 3 * 1 = 4.5



4 1 15 Para relacionar el valor del ndice Q a la estabilidad y requerimiento de sostenimiento de excavaciones subterrneas, Barton et al (1974) defini un parmetro adicional al que se denomin la Dimensin Equivalente, De de la excavacin. Esta dimensin se obtiene dividiendo el vano, dimetro o la altura de la pared de la excavacin entre una cantidad llamada la Relacin de Sostenimiento ESR. Entonces:

De = vano, dimetro o altura de la excavacin (m) ESR El valor ESR est relacionado al uso que se pretende dar a la excavacin y al grado de seguridad que se demanda del sistema de sostenimiento instalado para mantener la estabilidad de la excavacin. Barton et al (1974) sugieren los siguientes valores:

CATEGORA DE EXCAVACIN ESR

A Excavacin mineras temporales 3-5

B Excavaciones mineras permanentes, tneles de conduccin de agua para proyectos hidroelctricos (excluyendo tuberas forzadas de alta presin), galeras, tneles piloto y galeras de avance.

1.6

C Cmaras de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, tneles menores para carreteras o vas frreas, cmaras de equilibrio, tneles de acceso.

1.3

D Estaciones de energa, tneles grandes para carreteras y vas frreas, refugios de defensa civiles, intersecciones de portales.

1.0

E Estaciones de energa nuclear subterrneas, estaciones ferroviarias, instalaciones deportivas y pblicas, fbricas.

0.8

La estacin de chancado discutida lneas arriba yace dentro de la categora de excavaciones mineras permanentes y se le asigna una relacin de sostenimiento de excavacin ESR = 1.6. En consecuencia, para un vano de excavacin de 15 m, la dimensin equivalente, De = 15/1.6 = 9.4. La dimensin equivalente De, graficada con respecto al valor Q, es utilizada para definir una serie de categoras de sostenimiento en un grfico publicado en el texto original preparado por Barton et al (1974). Este grfico ha sido actualizado recientemente por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el uso progresivo del shotcrete reforzado con fibra de acero en el sostenimiento de excavaciones subterrneas. La Figura 3.3 ha sido reproducida de dicho grfico actualizado. De la Figura 3.3, un valor de De de 9.4 y un valor de Q de 4.5 coloca a esta excavacin para la chancadora dentro de la categora (4) la cual requiere de un patrn de pernos de roca (espaciados 2.3 m) y 40 a 50 mm de shotcrete no armado. Debido a las condiciones de estallido de roca de moderadas a intensas que se anticipan, puede ser prudente descomprimir la roca en las paredes de esta cmara de la chancadora. Esto se logra utilizando voladura de produccin relativamente pesada para excavar la cmara y omitiendo la voladura suave generalmente utilizada para desbastar las paredes finales de una excavacin como una casa de mquinas subterrnea a menor profundidad. Se recomienda tener cuidado en el uso de la voladura de descompresin y, para aplicaciones crticas, puede ser recomendable buscar la asesora de un especialista en voladura antes de iniciar esta accin. Loset (1992) sugiere que, para rocas con 4 < Q < 30, los daos por voladura producirn, la creacin de nuevas "juntas" con una consiguiente reduccin local en el valor de Q para la roca que circunda la excavacin. El autor sugiere que esto puede justificarse reduciendo el valor de RQD para la zona daada por la voladura. Asumiendo que el valor de RQD para la roca descomprimida alrededor de la cmara de chancadoras baja al 50 %, el valor resultante de Q = 2.9. De la Figura 3.3, este valor de Q, para una dimensin equivalente De de 9.4, pone a la excavacin justo dentro de la categora (5) la cual requiere de pernos de roca, espaciados aproximadamente 2 m, y una capa gruesa de 50 mm de shotcrete reforzado con fibra de acero.



Barton et al (1980) proporciona informacin adicional acerca de la longitud de los pernos, los vanos mximos sin soporte y las presiones de sostenimiento del techo para complementar las recomendaciones de sostenimiento publicadas en el documento original de 1974. La longitud L de los pernos de roca pueden estimarse a partir del ancho de excavacin B y la Relacin de Sostenimiento de la Excavacin ESR:

L = 2 + 0.15B .. (3.3) ESR El ancho de luz mxima sin sostenimiento puede estimarse a partir de:

Ancho o luz mxima (sin sostenimiento) = 2 ESR Q0.4 .. (3.4) En base a los anlisis de los registros de casos, Grimstad y Barton (1993) sugirieron que la relacin entre el valor de Q y la presin de sostenimiento permanente del techo Proof es estimada a partir de:

Proof = 2Jn Q-1/3 .. (3.5) 3Jr

Tabla 3.6 Clasificacin de parmetros individuales utilizados en el ndice de Calidad de Excavacin de Tneles Q (Segn Barton et al.1974)

DESCRIPCIN VALOR NOTAS

1. NDICE DE CALIDAD DE ROCA RQD 1. Si el RQD es 10 (incluyendo O), se asume un valor nominal de 10 para el clculo Q.

2. Intervalos de RQD de 5, es decir, 200, 95, 90 etc. son lo suficientemente exactos.

A. Muy mala 0-25

B. Mala 25-50

C. Regular 50-75

D. Buena 75-90

E. Excelente 90-100

2. NUMERO DE FAMILIAS DE JUNTAS

Jn NOTAS

A. Masivo o con pocas juntas 0.5-1.9

1. Para intersecciones emplear (3.0 x Jn)

2. En las bocaminas emplear (2.0 x Jn)

B. Una familia de juntas 2

C. Una familia de juntas + una aislada 3

D. Dos familias de juntas 4

E. Dos familias de juntas + una aislada 6

F. Tres familias de juntas 9

G. Tres familias de juntas + una aislada 12

H. Cuatro familias de junta + una aislada 15

I. Cuatros familias de juntas + una aislada (figuracin intensa)

20

J. Roca triturada terrosa.

3. RUGOSIDAD DE LAS JUNTAS Jr

1. Aadir 1.0 si el espaciamiento promedio de la familia de juntas es superior a 3 m.

2. Jr=0.5 puede utilizarse para juntas pulidas con lineaciones, con la condicin de que stas estn orientadas para la resistencia mnima.

a) Contacto con las paredes b) Contacto con las paredes antes de un

corte de 10 cm

A. Juntas sin continuidad 4

B. Rugosa e irregulares, onduladas 3

C. Lisa, ondulantes 2

D. Pulidas, ondulantes 1.5

E. Rugosas o irregulares, planares 1.5

F. Lisas, planares 1.0

G. Pulidas, planares 0.5

c) Sin contacto con roca despus de corte de 10 cm

A. Zonas que contienen minerales arcillosos, de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes.

1.0



B. Zona arenosa, gravosa o de roca triturada, de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes.

1.0

4. ALTERACIN DE LAS JUNTAS Ja r, grados aproximadamente a) Contacto con las paredes de roca 1. Los valores de r, ngulo de

friccin residual, dan una gua aproximada de las propiedades mineralgicas de los productos de alteracin, si stos estn presentes.

C. Relleno soldado, duro, inablandable, impermeable.

0.75

D. Paredes de juntas inalteradas, slo con manchas de oxidacin.

1.0 (25-30)

E. Paredes ligeramente alteradas, con recubrimiento de minerales inablandables, partculas arenosas, roca desintegrada no arcillosa.

2.0 (25-30)

F. Recubrimientos limosos o arenoso-arcillosos, con una pequea fraccin de arcilla (inablandable).

3.0 (20-25)

G. Recubrimientos ablandables o con arcilla de baja friccin o sea caolinita o mica. Tambin clorita, talco, yeso, grafito, etc., y pequeas cantidades de arcillas expansivas (recubrimiento discontinuo de 1-2 mm de espesor menos)

4.0 (8-16)

b) Contacto con las paredes antes de un corte de 10 cm

H. Partculas arenosas, roca desintegrada, sin arcilla, etc.

4.0 (25-30)

I. Rellenos de minerales arcillosos muy sobreconsolidados e inablandables (continuos 5 mm de espesor)

6.0 (16-24)

J. Rellenos de minerales arcillosos de sobreconsolidacin media a baja (continuos 5 mm de espesor)

8.0 (12-16)

K. Rellenos de arcilla expansiva, o sea montmorillonita (continuos 5 mm de espesor). El valor Ja depende del porcentaje de partculas expansivas del tamao de arcilla y del acceso al agua.

8.0-12.0

(6-12)

c) Sin contacto de las paredes despus del corte

L. Zonas o capas de roca desintegrada o triturada y

6.0

M. Arcilla (ver G, H e I para las condiciones de la

8.0

N. Arcilla 8.0-12.0

(6-24)

O. Zonas o capas de arcilla limosa o arenosa, pequea fraccin de arcilla (inablandable).

5.0

P. Zonas o capas gruesas y continuas de arcilla.

10.0-13.0

Q. (ver G, H, I para las condiciones de la arcilla)

6.0-24.0

5. REDUCCIN POR AGUA EN LAS JUNTAS

Jw Presin Aprox. Del Agua (Kgf/cm2)

A. Excavacin seca o flujos bajos (5 L/min localmente)

1.0 1.0 1. Los factores C hasta F son

estimaciones imprecisas.



B. Flujo o presin medios, con lavado ocasional de los rellenos.

0.66 1.0-2.5

Aumentar Jw, si se instala drenaje.

2. Los problemas especiales causados por la presencia de hielo no se toman en consideracin.

C. Gran flujo o presin alta en roca competente con juntas sin relleno.

0.5 2.5-10.0

D. Gran flujo o presin alta, lavado considerable de los rellenos.

0.33 2.5-10.0

E. Flujo o presin excepcionalmente altos con las voladuras, disminuyendo con el tiempo.

0.2-0.1 10

F. Flujo o presin excepcionalmente altos en todo momento.

0.1-0.05

10

6. FACTOR DE REDUCCIN DE ESFUERZOS

SRF NOTAS

a) Zonas de debilidad que intersectan la excavacin y pueden ser las causas de que el macizo se desestabilice se construya el tnel.

1. Reducir estos valores del SRF en un 25-50%, si las zonas de corte relevantes influencian pero no intersectan la excavacin.

A. Mltiples zonas de debilidad con contenido de arcilla o roca qumicamente desintegrada; roca circundante muy suelta (cualquier profundidad).

10.0

B. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca qumicamente desintegrada (profundidad de excavacin 50m).

5.0

C. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca qumicamente desintegrada (profundidad de excavacin 50m).

2.5

D. Mltiples zonas de corte en roca competente (sin arcilla), roca circundante suelta (cualquier profundidad).

7.5

E. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavacin 50m).

5.0

F. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavacin 50m)

2.5

G. Juntas abiertas sueltas, fisuracin intensa (cualquier profundidad)

5.0

b) Roca competente, problemas de esfuerzos

c/1 t/1 SRF 2. Para un campo de tensiones muy anisotrpico (si es medido): cuando 51/310, reducir c a 0.8c y t a 0.8 t donde: c resistencia a la compresin sin confinar t =resistencia a la traccin (carga puntual) 1 y 3 = esfuerzos principales mayor y menor.

H. Esfuerzo bajo, cerca de la superficie. 200 13 2.5 I. Esfuerzo medio

200-10 13-0.66

1.0

J. Esfuerzo elevado, estructura muy cerrada, generalmente favorable para la estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las paredes.

10-5 0.66-0.33

0.5-2

K. Estallido de roca moderado (roca masiva)

5-2.5 0.33-0.16

5-10

L. Estallido de roca intenso (roca masiva).

2.5 0.16 10-20

c) Roca compresiva, flujo plstico de roca incompetente bajo la influencia de presiones altas de roca.

3. Hay pocos registros de casos donde la

profundidad del techo debajo de la superficie sea menor que el ancho. Se



M. Presin moderada de roca extrusiva o

5-10 sugiere que se incremente el SRF de 2.5 a 5 para esos casos (ver H).

N. Presin alta de roca extrusiva 10-20

d) Roca expansiva, accin qumica expansiva, dependiendo de la presencia de agua

O. Presin moderada de roca expansiva 5-10

P. Presin alta de roca expansiva. 10-15

NOTAS ADICIONALES SOBRE EL USO DE ESTAS TABLAS

Al efectuar estimados de la calidad del macizo rocoso (Q), se deben seguir los siguientes lineamientos de las notas listadas en las tablas: 1. Si no se cuenta con testigos de perforacin, el RQD puede estimarse a partir del nmero de

juntas por unidad de volumen, para eso se suman el nmero de juntas por metro para cada familia de juntas. Se puede utilizar una relacin simple para convertir este nmero al RQD para el caso de macizos rocosos sin arcilla: RQD=115-3.3Jv (aprox), donde Jv = nmero total de juntas por m3 (0RQD100 para 35Jv4,5).

2. El parmetro Jn que representa el nmero de familia de juntas se ver con frecuencia afectado por la foliacin, la esquistocidad, el clivaje o la estratificacin. Si estas caractersticas se encuentran bien definidas, debern ser consideradas como una familia ms. Si embargo, es preferible considerarlas como una familia aleatoria si sta no est bien definida.

3. Los parmetros Jr y Ja (que representan la resistencia al corte) debe ser el correspondiente a la familia de juntas ms dbil o discontinuidad rellena de arcilla en la zona dada. Sin embargo si la familia de juntas o discontinuidad con el valor mnimo de Jr/Ja est orientado en forma favorable a la estabilidad, entonces una segunda familia de juntas o discontinuidad orientada de forma menos favorable puede en ocasiones ser ms importante, y se debe utilizar su valor ms alto de Jr/Ja al evaluar el Q. De hecho, el valor de Jr/Ja debe estar relacionado a la superficie ms probable de permitir que se inicie una falla.

4. Cuando un macizo rocoso contiene arcilla, debe evaluarse el factor SRF apropiado para aflojar las cargas. En tales casos, la resistencia de la roca intacta es de poca importancia. Sin embargo, cuando la fisuracin es mnima y hay ausencia total de arcilla, la resistencia de la roca intacta puede convertirse en el enlace ms dbil, y la estabilidad depender de la relacin esfuerzo de la roca/resistencia de la roca. Un campo de esfuerzos intensamente anisotrpico es desfavorable para la estabilidad.

5. Las resistencias a la compresin y traccin (c y t) de la roca intacta debe ser evaluada en la condicin saturada, si sta es apropiada para las condiciones in situ actuales y futuras. Se debe efectuar un estimado muy conservador de la resistencia para las rocas que se deterioran al ser expuestas a condiciones hmedas o saturadas.



Longitud d

e los p

ern

os e

n m

para

ESR=

1

2

5

10

20

50

100

1

Excepcionalmente

Mala

0.004 0.01 0.04 0.1 0.4 1 4 10 40 100 400 1000

Extremadamente

MalaMuy Mala Mala Regular Buena Muy

Buena

Ext.Buena

Exc.Buena

20

10

5

3

2.4

1.5

7

Espacio

entre p

ernos e

n el Are

a del Co

ncreto L

anzado

Espa

ciam

ient

o en

tre p

erno

s fue

ra d

el

Area

del

Con

cret

o La

nzad

o

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

250

mm

150

mm

120

mm

90 m

m

50 m

m

40 m

m

4.0 m

3.0 m

2.0 m

1.5 m

1.3 m

1.0 m

1.0m

1.3m1.2m

1.5m 1.7m

2.1m2.3m

2.5m

D=

eAncho o

Altura

en m

ESR

Calidad del Macizo Rocoso Q =RQD

Jn Ja SRF

J r Jwx x

CATEGORAS DE REFUERZO: 1. Sin sostenimiento. 2. Empernado puntual. 3. Empernado sistemtico. 4. Empernado sistemtico con 40-100 mm de shotcrete sin refuerzo. 5. Shotcrete reforzado con fibra, de 50-90 mm, y empernado. 6. Shotcrete reforzado con fibra, de 90-120 mm y empernado. 7. Shotcrete reforzado con fibra, de 120-150 mm, y empernado. 8. Shotcrete reforzado con fibras, 150 mm, con cerchas reforzadas de shotcrete y empernado. 9. Revestimiento de concreto moldeado. 3.6. UTILIZANDO LOS SISTEMAS DE CLASIFICACIN DEL MACIZO ROCOSO Las dos clasificaciones del macizo rocoso ms utilizadas son el sistema RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el sistema Q de Barton et al (1974). Ambos mtodos incorporan parmetros geolgicos, geomtricos y de diseo/ingeniera para llegar a un valor cuantitativo de la calidad de su macizo rocoso. Las similitudes entre el RMR y el Q provienen del uso de parmetros idnticos, o muy similares, para calcular la valoracin final de la calidad de la roca. Las diferencias entre los sistemas yace en los diferentes ponderaciones dadas a parmetros similares y en el uso' de parmetros distintos en uno u otro sistema. El RMR utiliza la resistencia a la compresin en forma directa mientras que el Q slo considera la resistencia mientras est relacionada al esfuerzo in situ en roca competente. Ambos sistemas tratan con la geologa y geometra del macizo rocoso, pero en formas ligeramente distintas. Ambos consideran el agua subterrnea, y ambas incluyen algn componente de la resistencia del material de la roca. Algunos estimados de la orientacin pueden ser incorporados en el sistema Q utilizando un lineamiento presentado por Barton et al (1974): los parmetros Jr y Ja deben estar relacionados a la superficie que tenga mayor probabilidad de permitir que se inicie una falla'. La mayor diferencia entre los dos sistemas es la falta de un parmetro de esfuerzo en el sistema de RMR. Al utilizar cualquiera de estos mtodos, se deben considerar dos enfoques. Uno es evaluar el macizo rocoso especficamente para los parmetros incluidos en los mtodos de clasificacin; el otro es caracterizar en forma precisa el macizo rocoso y ms adelante atribuirle valoraciones perimtricas. El



ltimo mtodo es recomendado ya que proporciona una descripcin completa del macizo rocoso la que fcilmente puede ser traducida a cualquiera de los ndices de clarificacin. Si durante el maneo se hubieran registrados los valores de calificacin solamente, sera casi imposible efectuar estudios de verificacin. En muchos casos, es apropiado asignar un rango de valores a cada parmetro en una clasificacin del macizo rocoso y para evaluar la importancia del resultado final. Un ejemplo de este enfoque se muestra en k. Figura 3.4 reproducida de las notas de campo preparadas por Dr. N. Barton en un proyecto. En este caso particular, el macizo rocoso est seco y sujeto a condiciones de esfuerzo 'medias' (Tabla 3.6.6.K) y de all que J w = 1.0 y SRF = 1.0. En esta figura se presentan histogramas que muestran las variaciones en el RQD, Jn, Ja, y a lo largo de la galera de exploracin mapeada. El valor promedio de Q - 8.9 y el rango aproximado de Q es 1.7 < Q < 20. El valor promedio de Q puede ser utilizado para elegir un sistema de sostenimiento bsico, mientras que el rango indica los posibles ajustes que se requerirn para cumplir las diferentes condiciones encontradas durante la construccin. Otro ejemplo de este enfoque es dado en un documento preparado por Barton et al (1992) relacionado al diseo de un centro deportivo subterrneo de 62 m de vano en gneis Asurado. Se presentan y analizan los histogramas de todos los parmetros de ingreso para el sistema Q con el fin de determinar el valor promedio ponderado de Q. Crter (1992) ha adoptado un enfoque similar, pero ha ampliado su anlisis para incluir la derivacin de una funcin de distribucin de probabilidades y el clculo de una probabilidad de falla en una exposicin acerca de la estabilidad de pilares corona superficiales en minas de metales abandonadas. En todo este captulo se ha sugerido que el usuario de un sistema de clasificacin del macizo rocoso verifique que se est utilizando la ltima versin. Una excepcin es el uso de la clasificacin de RMR de Bieniawski para estimados de resistencia del macizo rocoso en el que se utilizan la versin de 1976 as como la de 1989. Asimismo cabe repetir que es aconsejable utilizar dos sistemas de clasificacin del macizo rocoso.

1 2 3 4 6 8

4

8

12

16

No.

4

8

12

16

No.

4

8

2

10

No.

8

010 20 30 40 50 60 70 80 90 100

2 4 6 9 15 20

0.5 1 1.5 2 3 4

RQD % TESTIGO >10 cm

Jn FAMILIA DE JUNTAS

Jr RUGOSIDAD DE LAS JUNAS

Ja ALTERACION DE LAS JUNTAS4

8

12

16

No.



Figura 3.4: Histogramas que muestran las variaciones del RQD, Jn, Jr y Ja para una arenisca de juntas secas bajo condiciones de esfuerzo medio, reproducidos de las notas de campo preparadas

por el Doctor Barton.

0.1Jw 0.1SRF

3.81

1*

1

5.1*

9

50QTipico

207.11

1*

31

5.1*

96

8030.

aproxRango

4. REFUERZO Y SOSTENIMIENTO DE MACIZO ROCOSO 4.1 INTRODUCCIN El refuerzo tiene como objetivo conservar la competencia natural del macizo rocoso en el que se utiliza y, hasta cierto punto, aadir el incremento requerido de resistencia para evitar o limitar la falla o colapso. Los requerimientos de refuerzo son dictados por las condiciones geolgicas, de las cuales las ms importantes son el estado de esfuerzo, las propiedades de la roca, como por ejemplo la resistencia, la dureza y la estabilidad qumica, as como el carcter, frecuencia y orientacin de las discontinuidades presentes. El refuerzo fortalece un macizo aumentando la resistencia al corte a lo largo de discontinuidades, incrementando el trabado entre bloques individuales y evitando el desprendimiento de bloques sueltos. La formacin de una zona reforzada en la superficie excavada de un macizo rocoso debe mantener su integridad y permitir la redistribucin de esfuerzos alrededor de la excavacin. Asimismo debe poseer la suficiente rigidez para minimizar la dilatacin de las discontinuidades dentro del macizo rocoso que circunda una excavacin. De hecho, como las discontinuidades tienden a dilatarse despus de la excavacin, se debe instalar un refuerzo lo ms pronto posible despus de que sta ha sido efectuada. De lo contrario, una demora podra reducir la estabilidad del macizo rocoso, permitiendo as que los bloques se muevan y se suelten y finalmente se caigan del frente de la excavacin. Los macizos rocosos pueden ser reforzados y sostenidos utilizando pernos cementados "dowels", pernos de roca, malla, shotcrete o concreto lanzado, cables v anclajes, con frecuencia con alguna combinacin entre ellos. El refuerzo de los macizos rocosos es utilizado tanto en la prctica de ingeniera civil como en la de ingeniera de minas, pero por lo general en la primera se requieren estndares ms exigentes que en la ltima. Esto se debe a que las excavaciones efectuadas en ingeniera civil normalmente son permanentes y muchas veces son utilizadas por o para el pblico. Adems, con frecuencia dichas excavaciones son ms grandes y son construidas en terrenos de malas condiciones. Por otro lado, en la prctica de ingeniera civil raras veces se experimentan fallas violentas de las excavaciones. La naturaleza de los datos geotcnicos que se requieren recolectar para el diseo de un sistema de refuerzo del macizo rocoso se presenta en la Tabla 1.1. Para mantener una revisin de las condiciones de terreno y ver si son como se asume en el diseo, se debe continuar recolectando dichos datos durante todo el perodo de construccin.



Tabla 4.1 Datos geotcnicos (segn Douglas y Arthur, 1983)

DATOS GEOTCNICOS FUENTE

Informacin preliminar Informes, memorias y mapas geolgicos publicados y no publicados, etc. Registros logueos de excavaciones, sondeos, etc. en la proximidad del proyecto propuesto. Informes publicados y no publicados de proyectos en terreno similar.

Descripcin geolgica Mapeo de superficie, logueo de testigos, etc.

Caractersticas de deformacin y resistencia de material rocoso.

Ensayos de laboratorio (compresin simple y triaxial)

Propiedades del ndice rocoso. Evaluacin de calidad de roca (p. ej. ndice de calidad de roca RQD y ensayos de carga puntual)

Datos de discontinuidades: Descripcin Orientacin Espaciamiento Continuidad

Mapeo de superficie. Logueo estructural de taladros. Orientacin del testigo. Mapeo de afloramientos superficiales y excavaciones efectuadas.

Caractersticas de resistencia al corte de las discontinuidades.

Ensayos de corte in s1tu Ensayos de corte directo

Mdulos de deformacin del macizo rocoso.

Mtodos geofsicos Mediciones de modulo en taladros Ensayos de soporte de placas Excavaciones monitoreadas

Medicin del esfuerzo in situ

Mediciones de esfuerzos en taladros Mediciones de deformacin Celdas de deformacin

Peso unitario Ensayos de laboratorio

Condiciones del agua subterrnea Mediciones piezomtricas Ensayos con Packer Inspeccin visual de la excavacin

Datos ssmicos Registros ssmicos publicados Mediciones vibrogrficas

4.2. PERNOS CEMENTADOS DOWELS

Son barra sin tensar que son cementadas, generalmente a lo largo de onda su longitud en un taladro de perforacin en un macizo rocoso (Figura 4.1). Los pernos cementados sin tensar han sido amplia y eficazmente utilizados para el sostenimiento y estabilizacin de superficies de roca. Los pernos cementados pueden ser de 1-3 m de longitud y 15-30 mm de dimetro. Pueden estar hechos de acero liso o deformado, fibra de vidrio o madera dura. Tambin se cuenta con pernos cementados compuestos de diversos materiales.



Figura 4.1 Perno cementado o dowel

El hecho de que estn sin tensar significa que los pernos cementados se comportan de manera diferente que los pernos de roca. En otras palabras, como los pernos cementados no estn tensados, actan en forma pasiva y no activa, estabilizando el macizo rocoso, es decir, la roca debe moverse antes de que el perno cementado pueda ejercer cualquier fuerza de fijacin. Un perno cementado es especialmente til cuando el componente principal de la carga aplicada es normal a la direccin del perno instalado o cuando, debido a la reptacin o flujo plstico, es difcil mantener una tensin constante entre un dispositivo de fijacin en el macizo rocoso y una placa de apoyo en su superficie, durante la vida esperada de la excavacin. Como los pernos cementados cuentan exclusivamente con el auto-tensionado desarrollado como resultado del movimiento de la roca, la inyeccin de lechada debe ser totalmente efectiva. Los pernos cementados pueden ser inyectados en el lugar ya sea insertando la pasta de cemento o resina 'en el taladro de perforacin y empujando la barra hacia la pasta rotando la barra en cartuchos de cemento o cpsulas de resina en el taladro de perforacin, o inyectando la lechada en el taladro despus de que se ha instalado la barra. Por lo general, slo es necesario ensayar las barras cementadas cuando se emplean como el medio principal de refuerzo. En dichos casos, se instala un perno cementado especial, que incluye medidores de deformacin, en un taladro con el fin de evaluar el rendimiento del perno. Los medidores de deformacin proporcionan una medida de la distribucin de la carga a lo largo de la barra. Uno de los mtodos ms simples de reforzar el macizo rocoso es utilizando pernos cementados como llaves de corte para mantener juntas las rocas de capas medias y delgadas de buzamiento paralelo a un talud. Los taladros, siempre que sea posible, debern ser perforados normales a la estratificacin y las barras son cementadas en el lugar, esperanzadamente con alguna fuerza de corte potencial ocurriendo a profundidad media. Como los pernos cementados son sin tensar y dbiles en la flexin, deben ser utilizadas en lugares donde las discontinuidades son estrechas. Comnmente cuando el perno cementado acta como parte del sistema de sostenimiento permanente, junto con ella se utiliza una placa de sujecin y una tuerca. Esta disposicin asegura un anclaje adecuado en la superficie y ayuda a evitar que el perno cementado se despegue del taladro en el frente de la roca. Puede utilizarse el refuerzo con malla junto con las placas de sujecin y los pernos cementados para proporcionar un mayor sostenimiento al frente de la roca. Se han desarrollado una serie de pernos cementados patentados, principalmente para proporcionar un refuerzo rpido en las operaciones mineras. Por ejemplo, en el perno cementado de manguito perforado, se coloca mortero de cemento en un manguito perforado, el que luego es insertado en el taladro de perforacin. Insertando la barra en el manguito perforado, la lechada de cemento es lanzada



a travs de las perforaciones en el espacio anular del taladro. Obviamente que la relacin entre loas dimetros del taladro, el manguito y la barra es crtica (Figura 4.2). El anclaje de friccin o Split set (figura 4.3) consta de un tubo partido que es empujado en el taladro ue tiene un dimetro ligeramente menor (35 mm) que el tubo (38 mm). La seccin de resorte del tubo comprimido aplica una fuerza radial de manera que se desarrolla resistencia de friccin al desplazamiento n toda la longitud de la barra dentro del macizo rocoso (Hoeck y Brown, 1982). A pesar de su rapidez y facilidad de instalacin, es difcil proteger este tipo de pernos contra la corrosin. Sin embargo, segn Brady y Brown (1985), la resistencia de friccin se incrementa a medida que la superficie exterior del tubo se oxida.

Figura 4.2 Perno de manguito perforado: (a) manguitos rellenos con lechada; (b) manguitos atados juntos; (c) manguito insertado en un taladro en la roca; (d) barra insertada en manguito.

Figura 4.3 Estabilizador de friccin de roca.



El perno Swellex es esencialmente un tubo de paredes delgadas que es doblado en una forma anular con un dimetro entre 25 y 28 mm (Figura 4.4). Cuando es colocado dentro del taladro (33-39 mm de dimetro), se expande mediante la inyeccin de agua a alta presin (20-30 MPa). Esto no slo produce una fuerza radial contra la roca que genera resistencia de friccin, sino que adems causa una contraccin en la longitud del tubo, que, a su vez, jala la placa de sujecin firmemente contra el frente de la roca. Asimismo, se induce una pequea cantidad de tensin en el perno. El dimetro del taladro no es tan crtico como para otros tipos de perno. Nuevamente, es difcil proteger estos pernos cementados contra la corrosin a largo plazo.

Figura 4.4 Perno expansivo Swellex 4.3 PERNOS DE ROCA 4.3.1 Introduccin Los pernos de roca son el mtodo ms simple de sostenimiento y refuerzo de la roca. Es sorprendente que se haya desarrollado una amplia bibliografa, incluyendo libros (Hobst y Zajie, 1983) y actas de conferencias (Stephansson, 1984), alrededor de algo tan inherentemente fcil de entender. La forma convencional de describir la accin de los pernos se enfoca mejor mediante la teora tpica de distribucin de esfuerzos alrededor de dos formas de aberturas ilustradas en la Fisura 4.5. Esta muestra las trayectorias del esfuerzo principal! y tambin los esfuerzos principales mayores y menores alrededor de una abertura rectangular en un campo de esfuerzos hidrostticos y una abertura circular en un campo de esfuerzos no uniforme en un material elstico homogneo y continuo. En ambos casos, la superficie de la abertura se encuentra sometida a un esfuerzo tangencial de compresin y un esfuerzo radial cero. Ms lejos de la superficie, tanto el esfuerzo radial como el tangencial se aproximan a los niveles de esfuerzos in situ en el macizo rocoso disturbado por la excavacin.



Figura 4.5 Trayectorias del esfuerzo principal (LHS) y bordes (RSH) de las relaciones entre los esfuerzos

principales y mayor (lnea continua) y menos (lnea punteada) y el esfuerzo vertical aplicado alrededor de una (a) una abertura rectangular con una relacin de ancho-altura de 2:1 en un campo de esfuerzos uniformes (b) una abertura circular en un campo de esfuerzos con una relacin entre los esfuerzos vertical y horizontal de 2 (de

Famer, 1985, segn Hoeck y Brown, 1980).

En el caso de la excavacin rectangular, los esfuerzos tangenciales de compresin son altos en las esquinas y en las paredes laterales, y bajos en el techo y el piso. Esta condicin se exacerbar si se reduce la relacin altura-ancho. Esto tendr dos efectos (habr trituracin en las esquinas y posiblemente convergencia en las paredes laterales, y la compresin radial reducida permitir el pandeo del techo y el levantamiento del piso. La ms importante de esto es la compresin reducida del techo -particularmente en combinacin con capas estratificadas y fisuradas- la que crear condiciones para el desprendimiento de bloques del techo. En el caso de excavaciones circulares, puede crearse circunstancias similares donde se tiene un esfuerzo geoesttico vertical alto y horizontal bajo, pese a lo improbable que pueda ser esto en la prctica. Sin embargo, en un ambiente de bajo esfuerzo, tpico de la excavacin de tneles, es fcil apreciar que los esfuerzos radiales de compresin sern insuficientes para mantener la estabilidad especialmente donde se presentan zonas alteradas ocasionalmente. Los pernos de roca son los ms econmicos para mantener la estabilidad en estas condiciones. Siempre que las rocas sean adecuadas para la ubicacin de un anclaje, no estn sometidas a

2 texto geomecánica 2015

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