clasificacion de la masa rocosa
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4. Clasificación de la masa rocosa 4.1 Introducción Durante las etapas de factibilidad y diseño preliminar de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre la masa rocosa y sus esfuerzos y sobre las características hidrológicas se tienen disponibles, el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa puede ser considerablemente beneficioso. En el caso más simple, esto puede involucrar la utilización de un esquema de clasificación como un chequeo para asegurar que toda la información relevante ha sido considerada. En el otro extremo del espectro, uno o más esquemas de clasificación de la masa rocosa pueden ser utilizados para desarrollar una idea de la composición y características de una masa rocosa, a fin para proporcionar estimados iniciales de los requerimientos de sostenimiento y de las propiedades de resistencia y deformación de la masa rocosa. Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa no (y no puede) reemplaza a los procedimientos mas elaborados de diseño. Sin embargo, el uso de estos procedimientos de diseño requiere el acceso a información relativamente detallada sobre los esfuerzos in situ, las propiedades de la masa rocosa y la secuencia de excavación planeada, los cuales no se tienen disponibles en la etapa inicial del proyecto. Conforme esta información llega a estar disponible, el uso de los esquemas de clasificación de la masa rocosa deberán ser actualizados y utilizados en conjunto con los análisis específicos del sitio. 4.2 Clasificación de la masa rocosa en ingeniería Los esquemas de clasificación de la masa rocosa han sido desarrollados hace más de 100 años, desde que Ritter (1879) intentó formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos del sostenimiento. Mientras los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si son utilizados dentro de los límites de los casos históricos a partir a los cuales fueron desarrollados, se debe tener considerable precaución en la aplicación de las clasificaciones de la masa rocosa a otros problemas de ingeniería de rocas. En este capítulo se presentan resúmenes de algunos sistemas de clasificación importantes, y aunque cada resumen ha sido hecho con el intento de presentar todos los datos pertinentes de los textos originales, existen numerosas notas y comentarios que no han sido incluidos. El lector interesado deberá esforzarse en leer las referencias citadas para una completa apreciación del uso, aplicabilidad y limitaciones de cada sistema. La mayoría de los esquemas de clasificación multi-parámetros (Wickham et al., 1972, Bieniawski, 1973, 1989, y Barton et al., 1974) fueron desarrollados a partir de casos históricos de la ingeniería civil, en los cuales fueron incluidos todos los componentes de las características ingeniero-geológicas de la masa rocosa. Sin embargo, en el minado subterráneo en roca dura, especialmente en niveles profundos, el intemperismo de la masa rocosa y la influencia del agua usualmente no son importantes y pueden ser ignorados. Los diferentes sistemas de clasificación ponen diferente énfasis a
los distintos parámetros, por lo que es recomendable que por lo menos se utilicen dos métodos en cualquier lugar durante la etapa inicial de un proyecto. 4.2.1 Clasificación de la masa rocosa de Terzaghi La primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento en un túnel está en una publicación de Terzaghi (1946), en la cual las cargas rocosas, asumidas por los arcos metálicos (cimbra o cerchas), son estimadas en base a una clasificación descriptiva. Aún cuando el incluir detalles de la clasificación de Terzaghi no sea una finalidad útil en esta discusión sobre el diseño del sostenimiento para minas subterráneas en roca dura, es interesante examinar las descripciones de la masa rocosa incluidas en su publicación original, debido a que puso atención en aquellas características que rigen el comportamiento de la masa rocosa, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza impulsora dominante. Las definiciones claras y concisas y los comentarios prácticos incluidos en estas descripciones son buenos ejemplos del tipo de información ingeniero-geológicas que es muy útil para el diseño en ingeniería. Las descripciones de Terzaghi (extraídas directamente de su publicación) son: • La roca intacta no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas. Por lo tanto, si esta
se fractura, lo hace a través de roca sana. Por el daño de la roca debido a la voladura, pueden desprenderse materiales astillados del techo varias horas o días después de la voladura. Esto es conocido como condición de “astillamiento”. La roca intacta dura también puede ser encontrada en la condición de pequeños “estallidos de rocas”, los cuales involucran la separación violenta y espontánea de bloques rocosos de las paredes o del techo.
• La roca estratificada consiste de estratos individuales con poca o ninguna resistencia contra la separación a lo largo de los limites entre los estratos. Los estratos pueden o no estar debilitados por diaclasas transversales. En tales rocas la condición de “astillamiento” es bastante común.
• La roca moderadamente diaclasada contiene diaclasas y grietas delgadas, pero los bloques entre las diaclasas están desarrollados tan juntos o tan íntimamente entrelazados que las paredes verticales no requieren de sostenimiento lateral. En rocas de este tipo pueden ser encontradas ambas condiciones: tanto el “astillamiento” como los pequeños “estallidos de rocas”.
• La roca con fracturamiento en bloques y grietas consiste de fragmentos de roca intacta o casi intacta, los cuales se encuentran completamente separados unos de otros e imperfectamente entrelazados. En tales rocas, las paredes verticales pueden requerir de sostenimiento lateral.
• La roca triturada pero químicamente intacta tiene la característica de seguir triturándose. Si varios o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de arena fina y la recementación no ha ocurrido, la roca triturada bajo el nivel freático exhibe las propiedades de una arena portadora de agua.
• La roca altamente deformable avanza lentamente en el túnel sin un incremento perceptible de volumen. Un prerrequisito para la alta deformabilidad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y submicroscópicas de minerales micáceos o minerales arcillosos con una baja capacidad de expansión.
• La roca expansiva avanza en el túnel principalmente debido a la expansión. La capacidad para expandirse parece ser limitada a aquellas rocas que contienen minerales de arcilla tales como la montmorillonita, con una alta capacidad de expansión.
4.2.2 Clasificaciones que involucran el tiempo de auto-sostenimiento Lauffer (1958) propuso que el tiempo de auto-sostenimiento para una abertura sin sostenimiento está relacionada a la calidad de la masa rocosa en la cual la abertura es excavada. En un túnel, la abertura sin sostenimiento es definida como el ancho del túnel o la distancia entre el frente y el sostenimiento más cercano, si esta distancia es mayor que el ancho del túnel. La clasificación original de Lauffer ha sido modificada por varios autores, destacando Pacher et al. (1974), que ahora forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como el Nuevo Método Austríaco de Tunelería.
La importancia del concepto del tiempo de auto-sostenimiento radica en que un incremento en la abertura del túnel conduce a una reducción importante del tiempo disponible para la instalación del sostenimiento. Por ejemplo, un túnel piloto pequeño puede ser exitosamente construido con un sostenimiento mínimo, mientras que un túnel de gran abertura en la misma masa rocosa puede ser inestable sin la inmediata instalación de un sostenimiento sustancial.
El Nuevo Método Austríaco de Tunelería incluye un número de técnicas para una tunelería segura en condiciones de roca en las cuales el tiempo de auto-sostenimiento es limitado antes de que ocurra la falla. Estas técnicas incluyen el uso de pequeñas galerías de avance y banqueo o el uso de múltiples galerías para formar un arco reforzado, dentro del cual la masa del túnel puede ser excavada. Estas técnicas son aplicables en rocas blandas tales como esquistos, filitas y lodolitas, en las cuales los problemas de alta deformación y expansión, descritos por Terzaghi ( ver sección previa ), pueden ocurrir. Estas técnicas también son aplicables cuando se excava en rocas excesivamente fracturadas, pero debería tenerse gran cuidado en el intento de aplicar estas técnicas a excavaciones en rocas duras, en las cuales pueden ocurrir diferentes mecanismos de falla.
En el diseño del sostenimiento para excavaciones en rocas duras, es prudente asumir que la estabilidad de la masa rocosa circundante a la excavación no depende del tiempo. Por lo tanto, si una cuña estructuralmente definida queda expuesta en el techo de una excavación, esta caerá tan pronto como la roca que la sostiene sea removida. Esto puede ocurrir durante la voladura o durante la operación subsecuente de desatado. Si se requiriera mantener la cuña en su lugar, o aumentar el margen de seguridad, es esencial que el sostenimiento sea instalado lo más pronto posible, preferiblemente antes de que el sostenimiento rocoso de la cuña completa sea removido. Por otro lado, en una roca altamente esforzada, la falla será generalmente inducida por algunos cambios en el campo de esfuerzos circundantes a la excavación. La falla puede ocurrir gradualmente y manifestarse como “astillamientos” o “lajamientos” u ocurrir súbitamente en forma de pequeños “estallidos de roca”. En ambos casos, el diseño del sostenimiento debe tomar en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos más que el tiempo de auto-sostenimiento de la excavación.
4.2.3 Indice de designación de la calidad de la roca (RQD) El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al.,1967) para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina. El RQD es definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo deberá tener por lo menos un tamaño NX (54.7 mm o 2.15 pulgadas de diámetro) y deberá ser perforado con un cilindro de
Figura 4.1: Procedimiento de medición y cálculo del RQD (Deere, 1989). doble tubo de perforación. El procedimiento correcto para medir las longitudes de los testigos y el cálculo del RQD son resumidos en la Figura 4.1. Palmstrom (1982) sugirió que, cuando los testigos no están disponibles pero las trazas de las discontinuidades son visibles en afloramientos superficiales o en socavones exploratorios, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen. La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es:
RQD = 115 - 3.3 Jv (4.1) donde Jv es la suma del número de discontinuidades por unidad de longitud de todas las familias de discontinuidades, conocido como el conteo volumétrico de discontinuidades.
El RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo sobre todo de la orientación del taladro. El uso del conteo volumétrico de discontinuidades puede ser muy útil en la reducción de esta dependencia direccional.
El RQD pretende representar la calidad del macizo rocoso in situ. Cuando se utiliza la perforación diamantina, se debe tener mucho cuidado para garantizar que las fracturas causadas por el manipuleo o el proceso de perforación sean identificadas e ignoradas cuando se determine el valor del RQD. Cuando se utilice la relación de Palmstrom para el cartografiado superficial, las fracturas inducidas por voladura no deberían ser incluidas en la estimación de Jv.
El RQD de Deere ha sido ampliamente utilizado, particularmente en Norte América, en los últimos 25 años. Cording y Deere (1972), Merrit (1972) y Deere and Deere (1988) han intentado relacionar el RQD a los factores de carga rocosa de Terzaghi y a los requerimientos del empernado de túneles. En el contexto de
esta discusión, el uso más importante del RQD es como un componente de las clasificaciones del macizo rocoso RMR y Q, sistemas que serán tratados más adelante en este capítulo. 4.2.4 Valoración de la Estructura Rocosa (RSR) Wickham et al.(1972) describió un método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento apropiado en base a la clasificación Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Muchos de los casos históricos, utilizados en el desarrollo de este sistema, fueron túneles relativamente pequeños sostenidos por medio de arcos metálicos (cerchas), aunque históricamente este sistema fue el primero en hacer referencia al shotcrete como sostenimiento. A pesar de ésta limitación, el sistema RSR merece ser examinado en cierto detalle, ya que demuestra la lógica involucrada en el desarrollo de un sistema de clasificación del macizo rocoso cuasi-cuantitativo y la utilización del índice resultante para estimar el sostenimiento.
La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que introduce el concepto de valoración de cada uno de los componentes listados abajo para llegar a ser un valor numérico del RSR = A+B+C. 1. Parámetro A, Geología: Apreciación general de la estructura geológica 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). 2. Parámetro B, Geometría: Efecto del arreglo de discontinuidades con respecto a
la dirección de avance del túnel, en base a: a. Espaciamiento de las discontinuidades. b. Orientación de las discontinuidades (rumbo y buzamiento). c. Dirección de avance del túnel.
3. Parámetro C: Efecto del flujo de agua subterránea y de la condición de las discontinuidades en base a: a. Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados. b. Condición de discontinuidades (bueno, regular, pobre). c. Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).
Note que la clasificación RSR utiliza unidades imperiales y que estas unidades han sido conservadas en esta discusión.
Las tres tablas de la publicación de Wickham et.al.'s 1972 se reproducen en las Tablas 4.1, 4.2 y 4.3. Estas tablas pueden ser utilizadas para evaluar la valoración de cada uno de estos parámetros para llegar al valor RSR (máximo RSR = 100).
Por ejemplo, una roca metamórfica dura que ha sido ligeramente plegada o fallada tiene una valoración de A=22 (de la Tabla 4.1). La masa rocosa está moderadamente diaclasada, con diaclasas de rumbo perpendicular al eje del túnel, el cual esta siendo avanzado en dirección Este-Oeste, y buzamiento entre 20º y 50º. La Tabla 4.2 da una valoración de B=24 para un avance con el buzamiento (definido en los dibujos de la margen derecha de esta página). El valor de A+B = 46 significa que, para diaclasas de regular condición (ligeramente intemperizada y alterada) y un flujo moderado de agua entre 200 y 1000 galones por minuto, la Tabla 4.3 da una valoración de C = 16. Por lo tanto, el valor final de la valoración
de la estructura rocosa RSR = A + B + C = 62. Tabla 4.1: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro A: Geología general del área.
Tipo de Roca Básico
Estructura Geológica
Igneo
Metamórfico
Sedimentario
Duro
1
1
2
Medio
2
2
3
Suave
3
3
4
Descompue.
4
4
4
Masiva
Ligeram
Plegada
o Fallada
Moderadam
Plegada o
Fallada
Intensam
Plegada o
Fallada
Tipo 1
Tipo 2
Tipo 3
Tipo 4
30
27
24
19
22
20
18
15
15
13
12
10
9
8
7
6
Tabla 4.2: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro B: Modelo de discontinuidades, dirección de avance.
Rumbo Perpendicular al Eje Rumbo Paralelo al Eje
Dirección de Avance Dirección de Avance
Ambos Con el buzamiento Contra el buzamiento Cualquier dirección
Buzamiento de las diaclasas importantesa Buzamiento de las diaclasas importantes
Espaciamiento promedio de
de las diaclasas o juntas Bajo Median
o Alto Mediano Alto Bajo Mediano Alto
1. Diaclasado muy cercano, < 2
2. Diaclasado cercano, 2-6 pulg.
3. Diaclasado moderado, 6-12
4. Moderado a bloqueado, 1-2 pies
5. Bloqueado a masivo, 2-4 pies
6. Masivo, > 4 pies
9
13
23
30
36
40
11
16
24
32
38
43
13
19
28
36
40
45
10
15
19
25
33
37
12
17
22
28
35
40
9
14
23
30
36
40
9
14
23
28
24
38
7
11
19
24
28
34
Tabla 4.3: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro C: Agua subterránea, condición de las discontinuidades.
Suma de Parámetros A + B
13 - 44 45 – 75
Condición de Juntas b
Flujo de agua anticipado
gpm/1000 pies de túnel
Bueno Regular Malo Bueno Regular Malo
Ninguno
Ligero, < 200 gpm
Moderado, 200 – 1000 gpm
Severo, >1000 gpm
22
19
15
10
18
15
22
8
12
9
7
6
25
23
21
18
22
19
16
14
18
14
12
10
a Buzamiento: bajo: 0-20°; mediano: 20-50°, y vertical: 50-90° b Condición de juntas: bueno = ajustado o cementado; regular= ligeramente intemperizada o alterada; malo= severamente intemperizado,
alterado o abierto
Figura 4.2: Estimados del sostenimiento RSR para un túnel circular de 24 pies (7.3 m) de diámetro. Note que los pernos de roca y el shotcrete son utilizados generalmente juntos. (Según Wickham et al.,1972).
Un conjunto típico de curvas de predicción para un túnel con 24 pies de diámetro está dado en la Figura 4.2, la cuál muestra que, para el valor RSR de 62 determinado anteriormente, el sostenimiento pronosticado podría ser 2 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro, espaciados a 5 pies. Como se indica en la figura, los arcos metálicos podrían estar espaciados en intervalos de más de 7 pies y no podrían ser considerados como una solución práctica para el sostenimiento de este túnel.
Para el mismo tamaño de túnel en una masa rocosa con RSR=30, el sostenimiento podría ser suministrado por arcos metálicos 8 WF 31 (8 pulgadas de profundidad en sección de ala ancha I pesando 31 libras por pie) espaciados a intervalos de 3 pies, o por 5 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro espaciados a 2.5 pies. En este caso es probable que la solución arcos metálicos podría ser más barata y más efectiva que el uso de pernos de roca y shotcrete.
Se debe advertir al lector que estos estimados son muy groseros, particularmente para el shotcrete y los pernos de roca, debido a que están basados en un número relativamente pequeño de casos históricos y argumentos teóricos muy simplistas. Consecuentemente, deberían ser aplicados con gran cuidado.
Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente utilizado, particularmente en minería, los trabajos de Wickham et al. cumplieron un rol importante en el desarrollo de los esquemas de clasificación discutidos en las secciones que quedan de este capítulo. 4.3 Clasificación geomecánica Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación de la masa rocosa denominada sistema de Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating). A través de los años, este sistema ha sido
refinado sucesivamente conforme se han ido examinado mas casos registrados, y se advierte al lector que Bieniawski hizo cambios significativos en las valoraciones asignadas a los diferentes parámetros. La discusión que sigue está basada en la versión de 1989 de la clasificación (Bieniawski, 1989). Esta versión y la versión de 1976 serán utilizadas en el Capítulo 8 que trata sobre la estimación de la resistencia de la masa rocosa. Los siguientes seis parámetros son usados para clasificar una masa rocosa con el sistema RMR: 1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso 2. Designación de la calidad de la roca (RQD) 3. Espaciamiento de las discontinuidades 4. Condición de las discontinuidades 5. Condiciones del agua subterránea 6. Orientación de las discontinuidades En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa rocosa es dividida en un número de regiones estructurales y cada región es clasificada separadamente. Los bordes de las regiones estructurales generalmente coinciden con algún rasgo estructural principal tal como una falla o con un cambio en el tipo de roca. En algunos casos los cambios significativos en el espaciamiento o características de las discontinuidades, dentro de un mismo tipo de roca, puede requerir la división de la masa rocosa en un número de pequeñas regiones estructurales o dominios.
El sistema RMR es presentado en la Tabla 4.4, dando las valoraciones de los seis parámetros listados arriba. Estas valoraciones son sumadas para dar un valor de RMR. El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR.
Un túnel es conducido a través de un granito ligeramente intemperizado con un sistema dominante de diaclasas buzando 60º contra la dirección de avance. Los ensayos índices y el registro de los testigos de las perforaciones diamantinas, dan valores típicos de resistencia a la Carga Puntual de 8 MPa y una valor promedio de RQD de 70 %. Las diaclasas que son ligeramente rugosas y están ligeramente intemperizadas, con una separación menor de 1 mm, tienen espaciamiento de 300 mm. Se anticipan que las condiciones tuneleras serán ‘mojadas’. El valor de RMR es determinado como sigue:
Tabla Item Valor Valoración 4.1:A.1 4.1:A.2 4.1:A.3 4.1:E.4 4.1:A.5 4.1:B
Indice de carga puntual RQD Espaciamiento de las discontinuidadesCondición de las discontinuidades Agua subterránea Ajuste por orientación de las juntas
8 MPa 70 %
300 mm Nota 1 Mojado Nota 2
12 13 10 22 7
- 5 Total 59
Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas y alteradas con una separación de < 1 mm, la Tabla 4.4.A.4 da una valoración de 25. Cuando se dispone de una información mas detallada, se puede utilizar la Tabla 4.4.E para obtener una valoración mas refinada. De aquí, en este caso, la valoración es la suma de: 4 (longitud de discontinuidades de 1 – 3 m), 4 (separación de 0.1 – 1.0 mm), 3 (ligeramente rugoso), 6 (ningún relleno) y 5 (ligeramente intemperizado) = 22. Nota 2. La Tabla 4.4.F da una descripción de ‘Regular’ para las condiciones asumidas, donde el túnel esta avanzando contra el buzamiento de un sistema de juntas que esta buzando 60º. Usando esta descripción para ‘Túneles y Minas’, la Tabla 4.4.B da un ajuste de –5.
Tabla 1.- Sistema de Valoración de la Masa Rocosa – RMR (Según Bieniawski, 1989). A. PARÁMETROS DE CLASIFICACION Y SUS VALORACIONES
Parámetro Rango de valores
Indice de carga puntual
> 10 Mpa
4 - 10 Mpa
2 - 4 MPa
1 - 2 MPa
Para este rango bajo, es preferible el ensayo de compresión uniaxial
Resistencia de la roca
intacta Resistencia
compresiva uniaxial >250 Mpa
100 - 250 Mpa
50 - 100 Mpa
25 - 50 Mpa
5-25 MPa
1-5 MPa
< 1 MPa
1
Valoración 15 12 7 4 2 1 0 Calidad testigo de perforación RQD 90% - 100% 75% - 90% 50% - 75% 25% - 50% <25%
2 Valoración 20 17 13 8 3
Espaciamiento de discontinuidades > 2 m 0.6 - 2 m 0.2 – 0.6 m 60 - 200 mm < 60 mm 3
Valoración 20 15 10 8 5
Condición de las discontinuidades
Superficies muy rugosas No continuas Cerradas- sin apertura Paredes rocosas sanas
Superficies ligeram. rugosas Apertura < 1mm Paredes ligeramente intemperizadas
Superficies ligeram. rugosas Apertura < 1mm Paredes altamente intemperizadas
Espejo de falla o Panizo <5 mm de espesor o Apertura de 1-5mm Juntas continuas
Panizo suave > 5mm de espesor o Apertura > 5mm Juntas continuas
4
Valoración 30 25 20 10 0 Flujo por 10 m
de longitud de túnel (l/m)
Ninguno < 10 10 – 25 25 – 125 > 125
Presión de agua / σ principal máximo 0 < 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 > 0.5
5
Agua subterránea
Condición general Completamente seco Húmedo Mojado Goteo Flujo
Valoración 15 10 7 4 0
B AJUSTE DE LA VALORACIÓN POR ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES (Ver F)
Orientaciones rumbo y buzamiento Muy favorable Favorable Rgular Desfavorable Muy desfavorable
Túneles & minas 0 -2 -5 -10 -12
Cimentacioes 0 -2 -7 -15 -25 Valoraciones
Taludes 0 -5 -25 -50
C. CLASES DE MASA ROCOSA DETERMINADAS POR LAS VALORACIONES TOTALES
Valoración 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 <21
Número de clase I II III IV V
Descripción Roca muy buena Roca buena Roca Regular Roca mala Roca muy mala
D. SIGNIFICADO DE LAS CLASES DE ROCAS
Número de clase I II III IV V
Tiempo de auto sostenimiento 20 años span 15m 1 año span 10m 1 semana span 5m 10 hrs span 2.5m 30 minutos span 1m
Cohesión de la masa rocosa KPa > 400 300 - 400 200 – 300 100 - 200 < 100
Angulo de fricción de masa rocosa > 45° 35° - 45° 25° - 35° 15° - 25° < 15°
E. PAUTAS PARA LA CLASIFICACION DE LAS CONDICIONES DE LAS DISCONTINUIDADES Longitud de discontinuidades-Persistencia Valoración
< 1m 6
1 – 3 m 4
3 – 10 m 2
10 – 20 m 1
> 20 m 0
Separación ( apertura) Valoración
Cerrada 6
< 0.1 mm 5
0.1– 1 mm 4
1 – 5mm 1
> 5mm 0
Rugosidad Valoración
Muy rugosa 6
Rugosa 5
Ligeramente rugosa3
Lisa 1
Espejo de falla 0
Relleno (panizo) Valoración
Ninguno 6
Relleno duro<5mm4
Relleno duro>5mm 2
Relleno suave<5mm 1
Relleno suave > 5mm 0
Intemperización Valoración
Sana 6
Ligera 5
Moderada 3
Muy intemperizada 1
Descompuesta 0
F. EFECTO DE LA ORIENTACION RUMBO Y BUZAMIENTO DE LAS DISCONTINUIDADES EN TUNELERIA**
Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del túnel Avance con el buzam. Buzam..45-90° Avance con el buzam. Buzam. 20-45° Buzamiento 45-90° Buzamiento 20-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Moderado
Avance contra el buzam. Buzam. 45-90° Avance contra el buzam. Buzam. 20-45° Buzamiento 0 – 20°, Independiente del rumbo
Moderado Desfavorable Moderado
* Algunas condiciones son mutuamente excluyentes. Por ejemplo, si el relleno esta presente, la rugosidad de la superficie será dominada por la influencia del panizo. En tales casos usar A.4 directamente.
** Modificado por Wickham et. al. (1972). Bieniawski (1989) publicó un conjunto de pautas para la selección del
sostenimiento de túneles en roca, para la cual es determinada un valor de RMR. Estas pautas son reproducidas en la Tabla 4.5. Note que estas pautas han sido publicadas para un túnel en forma de herradura de 10 m de ancho (span), construido utilizando métodos de perforación y voladura, en una masa rocosa sometida a un esfuerzo vertical < 25 MPa, (equivalente a una profundidad debajo de la superficie < 900 m).
Para el caso considerado al inicio, con RMR = 59, la Tabla 4.5 sugiere que el túnel podría ser excavado mediante socavón en el tope y banqueo, con avances de 1.5 a 3 m en el socavón del tope. El sostenimiento debería instalarse después de cada voladura, y ser colocado a un máximo de 10 m de distancia del frente de avance. Se recomienda usar para el sostenimiento, pernos de roca sistemáticos, de 4 m de longitud, 20 mm de diámetro, completamente inyectados, espaciados a 1.5 – 2 m, en la corona y en las paredes. También se recomienda el uso de malla, con 50 a 100 mm de shotcrete para la corona y 30 mm de shotcrete para las paredes.
El valor RMR = 59 indica que la masa rocosa está entre los límites de las categorías ‘roca regular’ y ‘roca buena’. En la etapa inicial de diseño y construcción, es aconsejable utilizar el sostenimiento sugerido para la roca regular. Si la construcción progresa bien, sin problemas de estabilidad, y el sostenimiento tiene buen rendimiento, podría ser posible reducir gradualmente los requerimientos de sostenimiento, a lo indicado para la masa rocosa buena. Adicionalmente, si se requiere que la excavación sea estable solo para un corto tiempo, es aconsejable probar el sostenimiento menos costoso y extenso sugerido para la roca buena. Sin embargo, si se espera que la masa rocosa circundante a la excavación estará afecta a grandes cambios en los esfuerzos inducidos por el minado, deberá instalarse un sostenimiento mas sustancial, apropiado para la roca regular. Este ejemplo indica que, en la aplicación de la clasificación de la masa rocosa al diseño de sostenimiento, se necesita una gran dosis de criterio de ingeniero.
Tabla 4.5: Pautas para la excavación y sostenimiento de un túnel rocoso de 10 m de ancho de acuerdo con el sistema RMR (Según Bieniawski, 1989) Clase de masa rocosa Excavación Pernos de roca
(20 mm de diámetro, completamente inyectados)
Shotcrete Cimbras
I- Roca muy buena RMR: 81 - 100
Frente completo 3 m de avance
Generalmente no se requiere ningún sostenimiento excepto pernos esporádicos
II- Roca buena RMR: 61 - 80
Frente 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 ocacionalmente
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 Completar el sostenimiento a 10 m del Frente
Pernos sistemáticos de 4 m de longitud, especiados 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
VI- Roca mala RMR: 21 – 40
Socavón en el tope y banqueo 1.0-1.5 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 requeridos
V- Roca muy mala RMR: < 20
Galería múltiples 0.5-1.0 m de avance en el socavón de tope Instalar el sostenimiento con el avance de la excavación. Shotcrete tan pronto como sea posible después de la voladura
Pernos sistemáticos de 5-6 m de longitud espaciados 1-1.5 m en la corona y en las 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 marchavantes de ser necesario.Cerrar la sección (invert)
Se debe observar que en la Tabla 4.5 no ha habido mayores revisiones desde 1973. En muchas aplicaciones de ingeniería minera y civil, se puede considerar el
shotcrete reforzado con fibras de acero en lugar de shotcrete y malla de alambres. 4.4 Modificaciones del RMR para minería El sistema RMR de Bieniawski estuvo originalmente basado en casos históricos extraídos de la ingeniería civil. Consecuentemente, la industria minera tendió a considerar esta clasificación como algo conservadora, por lo que se han propuesto varias modificaciones, a fin de que esta clasificación sea mas relevante a las aplicaciones mineras.
Una discusión completa de todas estas modificaciones podría exceder al alcance de este volumen, por lo que el lector interesado debe acudir al resumen comprensivo compilado por Bieniawski (1989).
Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un sistema de Valoración de la Masa Rocosa Modificada para la minería. Este sistema MRMR toma como base el valor de RMR, definido por Bieniawski, y este es ajustado tomando en cuenta los esfuerzos in situ e inducidos, los cambios en los esfuerzos y los efectos de las voladuras y la intemperización. Un conjunto de recomendaciones sobre el sostenimiento están asociados con el valor resultante MRMR. En el usos del sistema MRMR de Laubscher, se debe tener en mente que varios de los casos históricos en el que esta basado este sistema han sido extraídos de operaciones de hundimiento. Originalmente, el hundimiento en bloques en minas de asbesto en Africa, formó la base para las modificaciones, subsecuentemente se han añadido a la base de datos otros casos históricos de otras partes del mundo.
Cummings et.al. (1982) y Kendorski et.al. (1983) también han modificado la clasificación RMR de Bieniawski, para producir el sistema MBR (RMR básico modificado) para la minería. Este sistema fue desarrollado para operaciones de hundimiento en bloques en los Estados Unidos de Norteamérica. Involucra el uso de diferentes valoraciones para los parámetros originales usados para determinar el valor de RMR y el subsecuente ajuste del valor resultante MBR por daños de la voladura, esfuerzos inducidos, rasgos estructurales, distancia desde el frente del hundimiento y tamaño del bloque de hundimiento. Se presentan recomendaciones sobre el sostenimiento para galerías aisladas o desarrollos, así como también para el sostenimiento final de intersecciones y otras galerías. 4.5 Indice de Calidad Tunelera de la Roca, Q Sobre la base de una evaluación de un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton et.al. (1974), del Instituto Geotécnico de Noruega, propusieron un Indice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de los túneles. El valor numérico de este índice Q varia sobre una escala logarítmica desde 0.0001 hasta un máximo de 1,000, y está definido por:
SRFJwx
JaJrx
JnRQDQ = (4.2)
Donde:
RQD es la Designación de la Calidad de la Roca Jn es el número de sistemas de juntas Jr es el número de rugosidad de las juntas Ja es el número de alteración de las juntas Jw es el factor de reducción de agua en las juntas SRF es el factor de reducción de los esfuerzos
En la explicación del significado de los parámetros usados para determinar el valor de Q, Barton et.al. (1974) ofrecen los siguientes comentarios: El primer cociente (RQD/Jn), representa la estructura de la masa rocosa, es una cruda medida del tamaño del bloque o de la partícula, con los dos valores extremos (100/0.5 y 10/20) que se diferencian por un factor de 400. Si el cociente es interpretado en unidades de centímetros, los extremos del ‘tamaño de partículas’ de 200 a 0.5, son visualizados como una aproximación cruda pero regularmente realista. Probablemente los bloques mas grandes sean varias veces este tamaño y los fragmentos mas pequeños sean menos de la mitad de este tamaño. (Las partículas de arcilla por supuesto son excluidas).
El segundo cociente (Jr/Ja) representa la rugosidad y características friccionales de las paredes de la junta o los materiales de relleno. Este cociente pone un peso a favor a la rugosidad, juntas sanas en contacto directo. Se espera que tales superficies estarán cerca de la resistencia pico, que ellas se dilatarán fuertemente cuando son cizalladas, y por consiguiente ellas serán especialmente favorables para la estabilidad del túnel. Cuando las juntas rocosa tienen una cubierta delgada de mineral arcilloso y relleno, la resistencia se reduce significativamente. No obstante, cuando ha ocurrido el contacto de las paredes rocosas después de un pequeño desplazamiento de corte, puede haber un factor muy importante para preservar a la excavación de la falla final.
Donde no exista contacto de las paredes rocosas, las condiciones son extremadamente desfavorables para la estabilidad del túnel. Los ‘ángulos de fricción’ (dados en la Tabla 4.6) están un poco por debajo de los valores de resistencia residual de la mayoría de las arcillas, y posiblemente son rebajados por el hecho de que estas bandas de arcilla o rellenos pueden tender a consolidarse durante el corte, a un mínimo si una consolidación normal o si el aflojamiento e hinchamiento ha ocurrido. Aquí, también puede ser un factor, la presión de hinchamiento de la montmorrilonita.
El tercer cociente (Jw/SRF) consiste de dos parámetros de esfuerzos. SRF es una medida de: 1) la carga de aflojamiento en el caso de una excavación a través de zonas de corte y rocas portadoras de arcillas, 2) esfuerzos rocosos en roca competente, y 3) cargas de alta deformación en rocas plásticas incompetentes. Esto puede ser considerado como un parámetro de esfuerzo total. El parámetro Jw es una medida de la presión del agua, la cual tiene un efecto adverso sobre la resistencia al corte de las juntas, debido a la reducción en el esfuerzo normal efectivo. En adición, el agua puede causar el ablandamiento y posible lavado en el caso de las juntas que tienen relleno de arcilla. Se ha probado que es imposible combinar estos dos parámetros en términos de esfuerzo efectivo entre los bloques, a causa de que paradójicamente un alto valor del esfuerzo normal efectivo puede significar una condición menos estable que un valor bajo, a pesar de la resistencia al corte las alta. El cociente (Jw/SRF) es un factor empírico complicado cuando se describe el ‘esfuerzo activo’.
Parece que la calidad tunelera de la roca Q puede ahora ser considerada como una función de solo tres parámetros, los cuales son crudas medidas de:
1. Tamaño de bloques (RQD/Jn) 2. Resistencia al corte entre los bloques (Jr/Ja) 3. Esfuerzo activo (Jw/SRF)
Indudablemente, hay muchos otros parámetros que pueden ser adicionados para mejorar la precisión del sistema de clasificación. Uno de estos podría ser la orientación de las juntas. Si bien muchos casos registrados incluyen la información necesaria sobre la orientación estructural en relación al eje de la excavación, no se halló que fuera importante este parámetro general como podría haberse esperado. Parte de la razón para esto, podría ser que la orientación de varios tipos de excavaciones puede ser, y normalmente lo es, ajustado para evitar el efecto máximo de las discontinuidades principales desfavorablemente orientados. Sin embargo, esta elección no es disponible en el caso de túneles, y más de la mitad de los casos registrados estuvieron en esta categoría. Los parámetros Jw , Jr y Ja parecen jugar un rol mas importante que la orientación, a causa de que el número de sistemas de juntas determina el grado de libertad para el movimiento de los bloques, y las aracterísticas friccionales y dilatacionales pueden variar mas que la componente gravitacional de deslizamiento hacia
debajo de las juntas desfavorablemente orientadas. Si la orientación de las juntas hubiera sido incluida, la clasificación podría haber sido mas general y se habría perdido su esencial simplicidad.
La Tabla 4.6 da la clasificación de los parámetros individuales usados para obtener el Indice de Calidad Tunelera Q de una masa rocosa. El uso de esta tabla es ilustrado en el ejemplo que sigue:
Una cámara de chancado de 15 m de ancho para una mina subterránea, está para ser excavada en una norita, a una profundidad de 2100 m debajo de la superficie. La masa rocosa contiene dos sistemas de juntas que controlan la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no intemperizadas con muy pocas manchas superficiales. Los valores de RQD están en el rango de 85% a 95% y los ensayos de laboratorio sobre muestras de testigos de roca intacta dan una resistencia compresiva uniaxial promedia de 170 MPa. Las direcciones de los esfuerzos principales son aproximadamente vertical y horizontal, y la magnitud del esfuerzo principal horizontal es aproximadamente 1.5 veces el esfuerzo principal vertical. La masa rocosa esta localmente húmeda, pero no hay evidencias de flujos de agua.
El valor numérico de RQD es usado directamente en los cálculos de Q, y para esta masa rocosa se usará un valor promedio de 90. La Tabla 4.6.2 muestra que, para dos sistemas de juntas, el número de sistemas de juntas Jn = 4. Para juntas rugosas o irregulares que son onduladas, la Tabla 4.6.3 da un número de rugosidad de junta de Jr = 3. La Tabla 4.6.4 da un número de alteración de juntas de Ja = 1.0 para paredes no alteradas de las juntas y con solo unas manchas superficiales. La Tabla 4.6.5 muestra que para una excavación con flujos menores, el factor de reducción de agua en las juntas Jw = 1.0 . Para una profundidad debajo de la superficie de 2100 m, el esfuerzo por la sobrecarga rocosa será aproximadamente 57 MPa, y en este caso, el esfuerzo principal máximo σ1 = 85 MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de σc/σ1 = 2. La Tabla 4.4.6 muestra que para roca competente con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de σc/σ1 podría producir condiciones de severos estallidos de rocas y que el valor de SRF estaría entre 10 y 20. Para los cálculos se asumirá un valor de SRF = 15. Usando estos valores tenemos:
5.45.1
113
490
== xxQ
Relacionando el valor del índice Q a la estabilidad y a los requerimientos de sostenimiento de excavaciones subterráneas, Barton et.al. (1974) definieron un parámetro adicional al que lo denominaron Dimensión Equivalente De de la excavación. Esta dimensión es obtenida dividiendo el ancho (span), diámetro o altura de la pared de la excavación por una cantidad llamada Relación de Sostenimiento de la Excavación, ESR. De aquí:
( )ESRExcavaciónladentoSostenimiedelación
mexcavaciónladealturaodiámetroAnchoDe............Re
........,.=
El valor de ESR está relacionado al uso que se le dará a la excavación y al grado de seguridad que esta demande del sistema de sostenimiento instalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et.al. (1974) sugirieron los siguientes valores:
Categoría de la excavación ESR A B C D E
Excavaciones mineras temporales Aberturas mineras permanentes, túneles de agua para hidroeléctricas (excluyendo conductos forzados de alta presión), túneles piloto, galerías y socavones para grandes excavaciones. Cámaras de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, túneles carreteros y ferrocarrileros menores, cámaras de equilibrio, túneles de acceso Casas de fuerza, túneles carreteros y ferrocarrileros mayores, cámaras de defensa civil, intersecciones de portales Estaciones subterráneas de energía nuclear, estaciones de ferrocarril, facilidades deportivas y públicas, fábricas
3-5
1.6
1.3
1.0 0.8
La estación de chancado discutido arriba cae dentro de la categoría de
una excavación minera permanente y se asigna una relación de sostenimiento de la excavación de ESR = 1.6. De aquí, para un ancho de excavación de 15 m, la dimensión equivalente De = 15/1.6 = 9.4.
La dimensión equivalente De ploteado contra el valor de Q, es usado para definir un número de categorías de sostenimiento en un diagrama publicado en el artículo original de Barton et.al. (1974). Este diagrama recientemente ha sido actualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el increciente uso del shotcrete reforzado con fibras de acero en el sostenimiento de excavaciones subterráneas. En la Figura 4.3 se reproduce este diagrama actualizado.
A partir de la Figura 4.3, un valor de De de 9.4 y un valor de Q de 4.5, colocan a esta excavación de chancado en la categoría (4), la cual requiere la colocación de pernos de roca (espaciados cada 2.3 m) y shotcrete no reforzado de 40 a 50 mm de espesor.
A causa de la moderada a severa condición de estallidos de roca que son anticipados, podría ser prudente desforzar la roca en las paredes de esta cámara de chancado. Esto puede lograrse usando voladuras de producción relativamente severas para excavar la cámara y omitiendo la voladura suave usualmente usada para cortar las paredes de una excavación tal como una casa de fuerza subterránea a poca profundidad. Es recomendable adoptar los cuidados del caso en el uso de las voladuras de desfuerzo, y para aplicaciones críticas es aconsejable buscar el asesoramiento de un especialista en voladura antes de embarcarse en el curso de esta acción.
Lφset (1992) sugirió que para rocas con 4 < Q < 30, los daños de la voladura resultará en la creación de nuevas ‘juntas’ con una consecuente reducción local del valor de Q de la roca circundante a la excavación. El sugirió que este hecho podría ser tomado en cuenta para reducir el valor de RQD en la zona dañada por la voladura.
Asumiendo que el valor de RQD para la roca desforzada alrededor de la cámara de chancado cae al 50%, el valor resultante de Q = 2.9. De la Figura 4.3, este valor de Q, para una dimensión equivalente De = 9.4, coloca a la excavación justo en la categoría (5), la cual requiere de pernos de roca, con espaciamiento aproximado de 2 m, y una capa de 50 mm de shotcrete reforzado con fibras de acero.
Barton et.al. (1980) proporcionaron información adicional sobre la longitud de los pernos, abiertos máximos sin sostenimiento y presiones del sostenimiento, para complementar las recomendaciones del sostenimiento publicado en el artículo original de 1974. La longitud L de los pernos de roca puede ser estimada a partir del ancho de la excavación B y la Relación de Sostenimiento de la Excavación ESR:
ESRBL 15.02 +
= (4.3)
Tabla 4.6: Clasificación de parámetros individuales usados en el Indice de Calidad Tunelera Q (Según Barton et.al., 1974). DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS 1. DESIGNACIÓN DE LA CALIDAD DE LA ROCA RQD A. Muy mala 0-25 1. Cuando se reporta o mide un RQD [ 10 (incluyendo 0) B. Mala 25-50 se usa un valor nominal de 10 para evaluar Q. C. Regular 50-75 D. Buena 75-90 2. Intervalos de RQD de 5, es decir 100, 95, 90, etc. son E. Excelente 90-100 suficientemente precisos. 2. NUMERO DE FAMILIAS DE JUNTAS Jn A. Masivo, con ninguna o pocas juntas 0.5-1.0 B. Un sistema de juntas 2 C. Un sistema de juntas mas juntas aleatorias 3 D. Dos sistemas de juntas 4 E. Dos sistemas de juntas mas juntas aleatorias 6 F. Tres sistemas de juntas 9 1. Para intersecciones usar (3.0 x Jn) G. Tres sistemas de juntas mas juntas aleatorias 12 H. Cuatro o mas sistemas de juntas, juntas aleatorias, 15 2. Para portales usar (2.0 x Jn) fracturamiento severo tipo “cubos de azucar”, etc. I. Rocas trituradas, material terroso 20 3. NUMERO DE RUGOSIDAD DE LAS JUNTAS Jr a. Paredes rocosas en contacto b. Paredes rocosas en contacto antes de 10 cm de corte A Juntas discontinuas 4 B. Rugoso e irregular, ondulado 3 C. Liso ondulado 2 D. Espejos de falla ondulado 1.5 1. Adicionar 1.0 si el espaciamiento medio del sistema E. Rugoso o irregular planar 1.5 de juntas relevantes es mayor que 3 m. F. Liso, planar 1.0 G. Espejo de falla, planar 0.5 2. Jr = 0.5 puede ser usado para juntas con espejos de c. Paredes rocosas sin contacto cuando se ha producido falla que tienen alineaciones planares; se estipula que el corte. las alineaciones son orientadas para una resistencia H. Zona conteniendo minerales arcillosos, de espesor sufi- 1.0 mínima. ciente para prevenir el contacto de las paredes rocosas (nominal) I. Zona arenosa, gravosa o triturada, de espesor suficiente 1.0 para prevenir el contacto de las paredes rocosas (nominal) 4. NUMERO DE ALTERACIÓN DE LAS JUNTAS Ja φr aproximado a. Paredes rocosas en contacto A. Escaso recubrimiento, duro, relleno endurecido e 0.75 - 1. Los valores de φr, o ángulo de fricción impermeable. residual, constituyen una guía aproxi- B. Juntas con paredes no alteradas, solo con colora- 1.0 (25° - 35°) mada a las propiedades mineralógicas ción superficial. de los productos de alteración si es que C. Juntas con paredes ligeramente alteradas, capas de 2.0 (25° - 30°) estuvieran presentes. mineral no blandas, partículas arenosas, roca desin- tegrada libre de arcilla. D. Capas de limo o arcillas arenosas, pequeñas 3.0 (20° - 25°) fracciones de arcilla (no blandos) E. Capas de materiales arcillosos blandos o de baja 4.0 (8° - 16°) fricción , es decir caolinita, mica. También clorita, talco, yeso, grafito, etc. y pequeñas cantidades de arcillas turgentes (capas discontinuas, 1-2 mm o menos de espesor.
TABLA 4.6 (continuación) DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS 4. NUMERO DE ALTERACIÓN DE LAS JUNTAS Ja φr aproximado b. Paredes rocosas en contacto antes de 10 cm de corte F. Partículas arenosas, libre de arcilla, roca desintegrada, 4.0 (25° - 30°) etc. G. Relleno de mineral de arcilla fuertemente sobreconso- 6.0 (16° - 24°) lidada, no blando (continuo, < 5 mm de espesor) H. Relleno de mineral arcilloso de media a baja sobre- 8.0 (12° - 16°) consolidación, blando (continuo < 5 mm de espesor) J. Relleno de arcillas turgentes, es decir montmorilloni- 8.0 - 12.0 (6° - 24°) ta (continuo, < 5 mm). Los valores de Ja dependen del porcentaje del tamaño de las partículas de la arci- lla turgente y del acceso al agua c. Paredes rocosas sin contacto cuando se ha produ- cido el corte. K. Zonas o bandas de roca desintegrada 6.0 L. o triturada y arcillas (Ver G, H e I) 8.0 M. para condiciones arcillosas 8.0 – 12.0 N. Zonas o bandas de limo o arcilla arenosa, fracciones 5.0 pequeñas de arcilla, (no blandas). O. Zonas o bandas continuas de arcilla, 10.0 – 13.0 P. y R. (Ver G, H e I para condiciones arcillosas) 6.0 – 24.0 5. REDUCCIÓN DE AGUA EN LAS JUNTAS Jw Presión aprox. del
agua (Kgf/cm2) A. Excavaciones secas o flujo pequeño, es decir 1.0 < 1.0 < 5 lt/min, localmente B. Flujo o presión media, lavado ocasional del relleno 0.66 1.0 – 2.5 de las juntas 1. Los factores del C al F son estimados C. Grandes flujos o presión alta en roca competente 0.5 2.5 – 10.0 crudos. El Jw se incrementa sin son con juntas sin relleno instaladas medidas de drenaje. D. Grandes flujos o altas presiones 0.33 2.5 – 10.0 E. Flujo excepcionalmente alto o presiones en la 0.2-0.1 > 10 2. Los problemas especiales causados por Voladura, decayendo con el tiempo la formación de hielo no son considera- F. Flujo excepcionalmente alto o presión continúa 0.1-0.05 > 10 dos.
sin disminución 6. FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS SRF a. Zonas de debilidad que intersectan la excavación las cuales pueden causar el aflojamiento del macizo rocoso cuando se excava el túnel A. Ocurrencias múltiples de zonas de debilidad conte- 10.0 1. Reducir estos valores de SRF en 25 – 50% si solo son niendo arcillas o roca químicamente desintegrada, influenciados por zonas de corte relevantes, pero no muy aflojada en los alrededores (a cualquier - intersectan la excavación. profundidad). B. Zonas simples de debilidad conteniendo arcillas o 5.0 roca químicamente desintegrada (profundidad de la excavación < 50 m). C. Zonas simples de debilidad conteniendo arcillas o 2.5 roca químicamente desintegrada (profundidad de la excavación > 50 m). D. Zonas múltiples de corte en roca competente 7.5 (libre de arcilla), aflojamiento de la roca en los alrededores (a cualquier profundidad). E. Zonas simples de corte en roca competente (libre de 5.0 arcillas), ( profundidad de la excavación < 50 m) F. Zonas simples de corte en roca competente (libre de 2.5 arcillas), (profundidad de la excavación > 50 m) G. Juntas abiertas y sueltas, roca severamente diaclasada 5.0 o ‘cubos de azúcar’ (a cualquier profundidad)
TABLA 4.6 (continuación) DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS 6. FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS SRF b. Roca competente, problemas de esfuerzos en roca σc/σ1 σt/σ1 2. Para campos de esfuerzos vírgenes fuertemente H. Esfuerzos bajos, cerca de la superficie > 200 > 13 2.5 anisotrópicos (si fueran medidos): cuando 5 ≤ J. Esfuerzos medianos 200–10 13–0.66 1.0 σ1/σ3 ≤ 10, reducir σc a 0.8σc y σt a 0.8σt. K. Esfuerzos altos, estructuras muy 10–5 0.66–0.33 0.5–2.0 Cuando σ1/σ3 >10, reducir σc a 0.6σc y σt a 0.6σt rígidas (usualmente favorables donde: para la estabilidad, pueden ser σc = resistencia compresiva uniaxial desfavorables para la estabilidad σt = resistencia a la tracción (carga puntual) de las paredes). σ1,σ3 esfuerzos principales máximo y mínimo L. Estallidos moderados (roca masiva) 5 – 2.5 0.33–0.16 5–10 3. Se disponen de pocos casos registrados, donde M. Estallidos severos (roca masiva) < 2.5 < 0.16 10–20 la profundidad de la corona, debajo de la c. Roca muy deformable, flujo plástico superficie es menor que el ancho (span). Se en roca incompetente bajo la sugiere para tales casos incrementar SRF de influencia de altas presiones rocosas 2.5 a 5. N. Presiones rocosas moderadas 5-10 O. Presiones rocosas severas 10-20 d. Rocas expansivas, actividad de expansión química dependiente de la presencia de agua P. Presiones rocosas de expansión, moderadas 5 – 10 R. Presiones rocosas de expansión, severas 10 – 20 NOTAS ADICIONALES SOBRE EL USO DE ESTAS TABLAS: Cuando se estime la calidad de la masa rocosa (Q), se deberán seguir las siguientes pautas en adición a las notas listadas en las tablas: 1. Cuando no se dispongan testigos procedentes de taladros, el RQD puede ser estimado a partir del número de juntas por unidad de
volumen, al cual se le adiciona el número de juntas por metro para cada familia de juntas. Una simple relación puede ser usada para convertir este número a RQD para el caso de macizos rocosos libres de arcilla: RQD = 115 – 3.3 Jv (aprox.) donde Jv = número total de juntas por m3 (RQD = 100 para Jv < 4.5).
2. El parámetro Jn que representa el número de familias de juntas, frecuentemente será afectado por la foliación, esquistocidad, estratificación, etc. Si estas “juntas” fueran muy pronunciadas, obviamente deberían ser consideradas como un sistema (set). Sin embargo, si hubieran pocas juntas visibles o solo roturas ocasionales en los testigos debido a estos rasgos, será mas apropiado considerar a ellas como “juntas aleatorias” cuando se evalúe el Jn.
3. Los parámetros Jr y Ja (que representan la resistencia al corte) deberán ser relevantes para los sistemas de juntas significativamente más débiles o discontinuidades con relleno de arcilla, en determinadas zonas. Sin embargo, si el sistema de juntas con el valor mínimo de (Jr/Ja) esta favorablemente orientado, se puede usar sus mayores valores para evaluar el Q. En efecto, el valor de Jr/Ja debe relacionarse a la superficie donde es más probable que se inicie la falla.
4. Cuando un macizo rocoso contiene arcillas, se debe evaluar el SRF apropiado para las cargas de aflojamiento. En tales casos la resistencia de la roca intacta es de poco interés. Sin embargo, cuando el diaclasamiento es mínimo y no hay presencia de arcilla, la resistencia de la roca intacta puede llegar a ser la ligazón más débil , en este caso la estabilidad dependerá de la relación roca-esfuer-zo/roca-resistencia. Un campo de esfuerzo fuertemente anisotrópico no favorece la estabilidad como se refirió genéricamente en la nota 2 de esta tabla (Factor de reducción de esfuerzos).
5. Las resistencias de la roca intacta σc y σt , deben ser evaluadas para condiciones saturadas si es que esto es apropiado para el presente o futuro de las condiciones in-situ. Un estimado muy conservador de la resistencia debe ser efectuado para aquellas rocas que se deterioran cuando están expuestas a la humedad o a condiciones saturadas.
El máximo abierto sin sostenimiento puede ser estimado a partir de:
Máximo abierto (sin sostenimiento) = 2 ESR Q0.4 (4.4) Basado en el análisis de casos registrados, Grimstad y Barton (1993) sugirieron que la relación entre el valor de Q y la presión del sostenimiento permanente Ptecho es estimada a partir de:
JrQJnoof
32Pr
31
−
= (4.5)
CATEGORIAS DE REFORZAMIENTO 5) Shotcrete reforzado con fibras, 50-90 mm y pernos 1) Sin sostenimiento 6) Shotcrete reforzado con fibras, 90-120 mm y pernos 2) Pernos esporádicos 7) Shotcrete reforzado con fibras, 120-150 mm y pernos
8) Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) reforzados con shotcrete y pernos
3) Pernos sistemáticos 4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin
refuerzo, de 40-100 de espesor 9) Revestimiento de concreto armado
Figura 4.3: Categorías de sostenimiento estimadas, basadas en el índice de calidad tunelera Q (Según Grimstad y Barton, 1993) 4.6 Uso de los sistemas de clasificación de la masa rocosa Las dos clasificaciones de la masa rocosa mas ampliamente utilizadas son el RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el Q de Barton et.al. (1974). Ambos métodos involucran parámetros geológicos, geométricos y diseño/ingeniería, para llegar a valores cuantitativos de la calidad de la masa rocosa. La similitud entre RMR y Q radica en el uso de parámetros idénticos o muy similares para el cálculo de la valoración de la calidad de la masa rocosa. Las diferencias entre ambos sistemas está en el peso que se da a parámetros similares y en el uso de distintos parámetros en uno u otro esquema.
RMR usa directamente la resistencia compresiva, mientras que Q solo considera la resistencia como una relación al esfuerzo in situ en roca competente. Ambos esquemas tratan con la geología y la geometría de la masa rocosa, pero de modos ligeramente diferentes. Ambos consideran el agua subterránea y ambos incluyen algún componente de la resistencia del material rocoso. Algún estimado de la orientación puede ser incorporado en Q usando las pautas presentadas por Barton et.al. (1974): ‘los parámetros Jr y Ja deberían ….. referido a la superficie mas probable para permitir el inicio de la falla’. La diferencia mas grande entre los dos sistemas es la falta de un parámetro de esfuerzo en el sistema RMR.
Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar dos aproximaciones. Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación; el otro es caracterizar precisamente la masa rocosa y luego atribuir valoraciones a los parámetros en un tiempo posterior. Es recomendable el último método desde que este da una completa descripción de la masa rocosa, la cual puede ser trasladada en sus índices de clasificación. Si durante el mapeo, solo se han registrado los valores de las valoraciones, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de verificación.
En muchos casos es apropiado dar un rango de valores para cada parámetro en una clasificación de la masa rocosa y para evaluar la significancia del resultado final. Un ejemplo de esta aproximación es dado en la Figura 4.4, que ha sido reproducida de las notas de campo de un proyecto, preparada por el Dr. N. Barton. En este caso particular, la masa rocosa esta seca y sometida a una condición de esfuerzos ‘medios’ (Tabla 4.6.6.K), por lo que Jw = 1.0 y SRF = 1.0. Los histogramas que muestran las variaciones en el RQD, Jn, Jr y Ja, a lo largo de la galería exploratoria mapeada, son presentadas en esta figura. El valor promedio de Q = 9.8 y el rango aproximado de Q es 1.7 < Q < 20. El valor promedio de Q puede ser usado en la selección del sistema de sostenimiento, mientras que el rango da una indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para satisfacer las diferentes condiciones encontradas durante la construcción.
Un ejemplo posterior de esta aproximación es dado en un artículo de Barton et.al. (1992) que trata del diseño de una sala deportiva subterránea de 62 m de abierto en gneis diaclasado. Histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q son presentados y analizados a fin de determinar el valor promedio pesado de Q.
Carter (1992) adoptó una aproximación similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de distribución de probabilidad y el cálculo de la probabilidad de falla, en una discusión sobre la estabilidad de pilares de corona superficiales en minas metálicas abandonadas.
A lo largo de todo este capítulo se ha sugerido que el usuario de una esquema de clasificación de la masa rocosa, deberá chequear que esté siendo usada la última versión. Una excepción es el uso de la clasificación RMR de Bieniawski para estimar la resistencia de la masa rocosa (discutida en el Capítulo 8), donde son usadas las versiones de 1976 como la de 1989. No está demás repetir que es aconsejable el uso de los dos esquemas de clasificación de la masa rocosa. 4.7 Estimación del módulo de deformación in situ El módulo de deformación in situ de la masa rocosa es un parámetro importante en cualquier forma de análisis numérico y en la interpretación de las deformaciones monitoreadas alrededor de aberturas subterráneas. Desde que este parámetro es muy dificultoso y costoso de determinarlo en el campo, muchos intentos se han hecho para desarrollar métodos de estimación de su valor, basados sobre todo en las clasificaciones de la masa rocosa.
En la década de 1960 se hicieron varios intentos de usar el RQD de Deere para estimar el módulo de deformación in situ, pero esta aproximación es raramente usada hoy en día (Deere y Deere, 1988).
Bieniawski (1978) analizó un número de casos históricos y propuso la siguiente relación para estimar el módulo de deformación in situ, Em, a partir de RMR:
Em = 2 RMR – 100 (4.6)
RQD % detestigos > 10 cm
Jn sistema de juntas
Jr rugosidad de juntas
Ja alteración de juntas
Jw = 1.0, SRF = 1.0
Típico 3.811*
15.1*
950
==q
Rango aproximado 207.111*
3.15.1*
968030
−=−−
Figura 4.4: Histogramas mostrando variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una arenisca bajo condición de esfuerzo ‘medio’, reproducido de las notas de campo preparado por el Dr. N. Barton.
0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 1000
10
20
30
40
50
60
70
80
900.01 0.04 1.00 4.00 10 40 100 400
Indice de calidad tunelera Q
casos históricos:Serafín y Pereira (1983)Bieniawski (1978)
Em = 2 RMR - 100
Em = 25 Log Q
Em = 10(RMR - 10) / 40
Valoración Geomecánica de la Masa Rocosa RMR
Mód
ulo
de d
efor
mac
ión
in si
tu E
m -
GPa
Figura 4.5: Predicción del módulo de deformación in situ Em a partir de las clasificaciones de la masa rocosa. Basado en el análisis de un número de casos históricos, varios de los cuales involucraron cimentaciones de presas donde el módulo de deformación fueron evaluados mediante retroanálisis de las deformaciones medidas, Serafim y Pereira (1983) propusieron la siguiente relación entre Em y RMR:
40)10(
10−
=RMR
Em (4.7) Mas recientemente, Barton et.al. (1980), Barton et.al. (1992) y Grimstad y Barton (1993),han hallado una buena concordancia entre los desplazamientos medidos y predichos a partir de análisis numéricos usando valores del módulo de deformación in situ estimados a partir de:
Em = 25 Log10 Q (4.8) Las curvas definidas por las ecuaciones 4.6, 4.7 y 4.8, junto con las observaciones de casos históricos de Bieniawski (1978) y Serafim y Pereira (1983) están ploteadas en la Figura 4.5. Esta figura sugiere que la ecuación 4.7 proporciona un ajuste razonable para todas las observaciones ploteadas y tiene la ventaja de cubrir un amplio rango de valores de RMR que cualquiera de las otras dos ecuaciones.