Tuneles ensayos para obtener propiedades mecanicas

INTRODUCCCION
Su nacimiento se remonta al año 1910, cuando el norteamericano Carl E. Akeley,
obtuvo la patente de una maquina que permitía proyectar sobre una superficie
morteros de cemento - arena, a través de dos cámaras presurizadas
alternativamente.
Prontamente la compañía “Cement Gunco” de Allentown Pensilvania, inicia su
comercialización con el nombre de “Gunita”, posteriormente, otros fabricantes
ofrecen equipos modificados que permitían trabajar una composición que contenía
áridos, además de la arena – cemento.
Esta mezcla con composición semejante a la del concreto, recibe el nombre de
“SHOTCRETE”.
Actualmente, estos materiales son reconocidos como elementos de características
estructurales, y su amplia utilización exige que en muchos países se realicen
trabajos de investigación, para adecuar a su realidad especificaciones relacionadas
con su composición, métodos de aplicación y calidad.
El objetivo del presente estudio es presentar y realizar las explicaciones técnicas
del rendimiento real del concreto proyectado por proceso seco y húmedo en las
labores mineras y diferentes túneles en todo el litoral peruano como en el
extranjero.
La reglamentación actual demanda especialmente unos conocimientos
tecnológicos acerca del concreto proyectado o lanzado en aquellos que se ocupan
en este trabajo, los requisitos actuales han dado lugar a una mejor preparación del
personal y mejorar los métodos del lanzamiento.
En el capitulo I, presentamos la ubicación y la accesibilidad de las diferentes
minas que explotan los diferentes metales existentes en el litoral peruano.
En el capitulo II, exponemos los fundamentos relativos a la evaluación geológica;
geotécnica de un túnel (tanto en la sierra como en la costa); característica del
macizo rocoso, característica de la roca intacta, clasificación
Geomecánica de los macizos, zonificación geomecánica y fenómenos de estallido
de rocas y lajeos.
En el capitulo III, hablamos acerca de su terminología, diseño de sostenimiento
del SHOTCRETE, calculo del espesor del SHOTCRETE y rendimiento por proceso
seco y húmedo. En este punto tratamos la constatación del rendimiento óptimo del
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concreto lanzado valido para el proceso seco en las labores de minas y túneles
(carreteras, canales), etc.
En el capitulo IV, presentamos las leyes básicas del sostenimiento, datos
técnicos, presión de aire y agua, fallas y correcciones, dosificación de mezcla,
técnica del lanzado, la seguridad, control de calidad, y la hoja de competencia
técnica. Con esto se logró una mejora de calidad del trabajo.
En el capitulo V, presenta el modo de montar la máquina, poner el servicio,
desconexión, mantenimiento, almacenamiento, hoja de seguridad de grasa para
disco, hoja de pre-uso de operación y un examen. Se ve el mantenimiento
preventivo dela máquina.
Con este trabajo invito a los profesionales a continuar investigando sobre el
concreto lanzado, ya que estas investigaciones son recogidas del fruto de la
experiencia y de las recopilaciones indirectas de trabajos realizados en diferentes
unidades de operación ya que cada mina es un caso particular e independiente.
S.E.L.B.
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INDICE
TITULO
DEDICATORIA
INTRODUCCION
CAPITULO I
GENERALIDADES
1. UBICACIÓN DE LAS MINAS
1.1 Accesibilidad
1.2 Clima
CAPITULO II
EVALUACION GEOLOGICA-GEOTECNICA DE UN TUNEL
1. CARACTERISTICAS DEL MACIZO ROCOSO
1.1 Mapeo geotécnico subterráneo
1.1.1 Mapeos geológicos geotécnicos
1.1.2 Registro lineales
1.1.3 Descripción del macizo
2. CARACTERISTICAS DE LA ROCA INTACTA
2.1 Ensayo In-situ
2.2 Ensayo de laboratorio
2.2.1 Estudio petrográfico
2.2.2 Propiedades físicas
2.2.3 Propiedades mecánicas
2.3 Evaluación de resultados
3. CLASIFICACION GEOMECANICA DE LOS MACIZOS
3.1 Clasificación de Barton – índice “Q”
3.2 Clasificación de Bieniawski – índice “RMR”
4. ZONIFICACION GEOTECNICA
5. FENOMENO DE ESTALLIDO DE ROCA Y LAJEOS
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5.1 Generalidades
5.2 Análisis de los estallidos
5.3 Resultado de los análisis
CAPITULO III
TERMINOLOGIA
DISEÑO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
RENDIMIENTO POR VIA SECA
RENDIMIENTO POR VIA HUMEDA
1. TERMINOLOGIA
2. DISEÑO DE SOSTENIMIENTO
2.1.Método basado en la clasificación geomecánica
2.2.Método basado en resultado de instrumentación
2.2.1. Nuevo método austriaco de túneles (N.A.T.M.)
2.2.2. Método de convergencia de confinamiento
2.3.Método analítico
3. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
3.1.Definición
3.2.Diseño de capacidad de carga
3.2.1. Calculo del espesor del SHOTCRETE
3.2.2. Capacidad de cargas
3.3.Tablas
4. RENDIMIENTO POR VIA SECA
4.1.Definición
4.2.Desarrollo del rendimiento del concreto lanzado
4.2.1. Principios básicos
4.2.2. Principios teóricos
4.2.3. Laboratorio
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5. RENDIMIENTO POR VIA HUMEDA
5.1.Definición
5.2.Desarrollo del rendimiento del concreto lanzado
5.2.1. Principios básicos
5.2.2. Principios teóricos
5.2.3. Laboratorio
CAPITULO IV
TECNICA DE OPERACIÓN DEL CONCRETO LANZADO – VIA SECA
1. Ley básica del sostenimiento D.S. – 046-2001-E.M.
2. Datos técnicos
3. Presión de aire y agua
4. Fallas – causas – corrección
5. Dosificación de mezcla
5.1.Característica del agregado fino
5.2.Hoja de seguridad del cemento
5.3.Hoja de seguridad de la fibra
5.4.Hoja de seguridad del aditivo Sigunit L – 22
6. Técnica de operación del lanzado
7. Seguridad(antes, durante y después), uso de EPP
7.1.PETS (Procedimiento escrito de trabajo seguro)
8. Control de calidad del concreto lanzado
9. Hoja de evaluación de campo de competencia técnica
CAPITULO V
USO DE LA MAQUINA DE SHOTCRETE – VIA SECA
1. Modo de montar la maquina
2. Poner en servicio la maquina
3. Desconexión de la maquina
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4. Mantenimiento de la maquina
5. Almacenamiento fuera de servicio
6. Hoja de seguridad de grasa para chaqueta de disco
7. Hoja de pre-uso de operación de la maquina shotcretera
8. Examen del operador
CAPITULO VI
CONCRETO LANZADO SHOTCRATE – MEZCLA HÚMEDA
1. Descripción
2. Húsos
3. Característica
4. Especificaciones.
5. Ventajas.
6. Manejo y aplicación
7. Precauciones.
8. proyección por vía húmeda
Hoja de
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
1. Conclusiones
2. Recomendaciones
BIBLIOGRAFIA
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CAPITULO I
GENERALIDADES
1. UBICACIÓN DE LAS MINAS
Las mineras mayormente se encuentran ubicadas en las zonas altas de nuestro
país (sierra), las alturas son variadas, oscilan de -10º C a 30º C en algunas
zonas en tiempo de verano.
1.1.Accesibilidad
Desde la costa se puede llegar a los diferentes centros mineros por vía
terrestre y aérea. En algunos casos la más recomendable es por vía aérea,
ya que por vía terrestre los viajes son muy pesados y agotadores.
En los casos de no contar con aeródromos, la vía a usarse es
automáticamente la terrestre.
1.2.Clima
Los climas son variados
En temporadas de verano (abril a octubre) la temperatura oscila de 10º C a
30º C, el clima es seco con presencia de algunas lluvias esporádicas.
En temporadas de invierno (noviembre a marzo) la temperatura oscila entre
los -10º C a 10º C con fuertes precipitaciones de lluvia, granizadas y
nevadas, en algunos casos casi diario.
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CAPITULO II
EVALUACION GEOLÓGICA – GEOTECNICA DE UN TUNEL
Las investigaciones en la fase definitiva tienen sus limitaciones, debido al poco
acceso que se tiene la información concerniente al macizo rocoso en razón a la
profundidad de excavación. En tal sentido, la mejor y más confiable manera de
obtener información del macizo es en la fase constructiva, pues en los datos
provienen de la misma fuente de excavación.
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El programa de investigación para la evaluación geológica – geotécnico durante la
fase constructiva comprende tres actividades fundamentales que son:
- Mapeo geotécnico.
- Ensayos in-situ y de laboratorio.
- Instrumentación.
El mapeo geológico – geotécnico es la actividad primaria que permite la evaluación
del túnel, dividiendo el macizo en tramos con características litológicas y
estructuras homogéneas.
- Para efecto de la característica de la roca intacta, se hacen ensayos in-situ y
de laboratorio para determinar sus propiedades físicas y mecánicas.
- La evaluación y clasificación del macizo rocoso se basa en el detalle de
mapeos mapeo geológicos – geotécnicos y los resultados de los ensayos de
mecánica de rocas; utilizando los métodos de clasificación geomecánica
propuesta por Barton y Bieniawski.
- Con toda esta información se determinan y delimitan las zonas o dominios
litológicos – estructurales, para luego dar las recomendaciones de sostenimiento
para cada uno en particular.
- Se considera además tener en cuenta a las discontinuidades como elemento
desestabilizante, y al tipo de relleno con que están estas. (criterios expuestos en
tabla N° 4).
1. CARACTERISTICAS DEL MACIZO ROCOSO.
1.1. Mapeo geotécnico Subterráneo.
Con la finalidad de efectuar buen seguimiento de las condiciones mapeo
geológica – geotécnicas de la excavación se deben de efectuar mapeos para
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caracterizar al macizo rocoso y recomendar medidas de sostenimiento, los
mapeos deben de considerar los siguientes aspectos:
1.2.3. Mapeo Geológico – Geotécnico.
Esta actividad consiste en cartografiar las estructuras principales tales como:
Contactos, fallas, discontinuidades mayores, diques, etc.
Así como identificar el tipo de roca, grado de alteración, filtraciones de agua,
etc.
Las características de las discontinuidades se pueden realizar con profusión
debido a que la estabilidad del túnel depende en gran medida del patrón
estructural, la cual se debe realizar en los estallidos de roca, donde el factor
desestabilizante principal es el estado de redistribución tensional del macizo.
El mapeo geológico – geotécnico permite la zonificación del macizo cuya
característica litológicas, estructurales y otras particularidades geotécnicas
sean homogéneas. Cada una de las zonas resultantes se constituye una
unidad fundamental a ser evaluados en su condición de estabilidad.
2.2.3. Registros lineales.
El registro lineal es un muestreo del “Dominio Estructural” entendiéndose por
dominio estructural a un tramo del túnel que posee la misma litología y que
además tienen características estructurales homogéneas o similares.
En los registros lineales se anotan una serie de características de las
discontinuidades que intervienen en la evaluación de la estabilidad de los
bloques y para el análisis estadístico del fracturamiento a ser aplicado a las
clasificaciones geométricas. Así tenemos que: la abertura, tipo de relleno,
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grado de rugosidad de superficie de la discontinuidad y espaciamiento, son
factores que intervienen la estabilidad del túnel.
Una abertura muy angosta (1mm.), limpia, rugosa, determinara una buena
resistencia inter bloques, mientras que si la abertura aumenta
significativamente (> 2.5mm.) y el tipo de relleno es blando, con la rugosidad
de la discontinuidad plana, favorecerá el desplazamiento, de bloques.
La orientación de las discontinuidades también tiene importancia sobre todo
al relacionar los sistemas dominantes con la orientación y sentido de la
excavación. Los datos que se obtengan en los registros lineales serán
tratados estadísticamente; determinándose los sistemas estructurales
principales y las características predominantes de cada uno de ellos.
3.2.3. Descripción del macizo.
Esta labor se realiza paralelamente al mapeo geológico – geotécnico y a la
elaboración de los registros lineales, en el se anotan las características
litológico estructurales del macizo rocoso. Con el propósito de que la
información consignada sea la más objetiva posible.
El procesamiento e interpretación de la información obtenidas de las
características litológicas estructurales del macizo rocoso, debe
complementarse con el resultado de los ensayos in-situ, y de laboratorio y la
información de los controles de instrumentación, para el diseño del
sostenimiento definitivo del túnel.
2. CARACTERISTICAS DE LA ROCA INTACTA.
Los macizos rocosos son cuerpos esencialmente anisotrópicos, ya que están
compuestos habitualmente por diversas especies de minerales que han sufrido
- 11 -

procesos tectónicos creando superficies de discontinuidad; sin embargo para
poderlo caracterizar mecánicamente; generalmente se recurre a ensayar
muestras normalmente sin discontinuidad.
Estas pruebas tienen la finalidad de determinar las propiedades físicas y
mecánicas de la roca intacta, es decir sin que la roca se encuentre afectada por
elementos geoestructurales (fallas, fracturas) o factores geológicos que alteren
sus propiedades; por tanto sus valores son mayores que la del macizo rocoso.
2.1Ensayos In-situ.
Estos ensayos se realizan al interior del túnel y consiste en:
- Índice de resistencia manual (IRM): es una prueba de campo que se
efectúa con la ayuda de una picota de geólogo y un cuchillo de bolsillo.
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Con estos implementos se pueden determinar el rango aproximado de la
resistencia a la comprensión uni axial (σC) de la roca la identificación de
campo, descripción, así como el grado de resistencia están consignados en
(tabla N° 5).
- Pruebas Esclerométrica: Para las pruebas de campo debe de utilizarse un
esclerómetro o martillo tipo “N” con energía de impacto de 0.225 kg. Mediante
la siguiente ecuación; se consigue la correspondencia del rebote (R) obtenida
con el martillo “L” para el cual se debe utilizar el ábaco de la fig. N° 1.
• Conocido RN
• Conocido RL
2.2Ensayo de Laboratorio.
El programa de medicina, de rocas, consiste en determinar las propiedades
físicas y mecánicas de la roca intacta, así como el estudio petrográfica de la
roca, para poder evaluar y calificar su condiciones geomecánicas.
- 13 -
RL = - 3.4 + (0.83 RN) + 0.0029 (RN)2
RN = 4.5 + (1 + 113 RL) - 0.0025 (R)2

2.2.1 Estudio petrográficas.
Estas se realizan en laboratorios especializados (INGEMMET) para
encontrar características macroscópicas y microscópicas.
2.2.2 Propiedades físicas.
Su determinación se basa en el establecimiento del peso seco, peso
saturado y el volumen de las probetas rocosas cilíndricas. Las propiedades
que así se determinan son:
A. Peso específico (δ): Es el peso de una unidad de volumen de roca,
expresado en gr. /cm3
; Kg. /m3
; etc. Y se determina por las siguiente
fórmula:
B. Porosidad (n): Es la relación entre el volumen de vació (poros) y el
volumen total de la muestra y se calcula mediante la siguiente relación en
término porcentuales.
C. Absorción (w): Es el agua que llena a los poros de una muestra de roca
sumergida en agua, y es la relación porcentual del peso del agua
absorbida, respecto al peso de la muestra seca.
- 14 -
δ = Peso seco x 9.81 gr. /cm3
Volumen
n = Peso saturado – Peso seco x 100
δ W x volumen

Ejemplo: En el siguiente cuadro se muestra un ejemplo del
resultado de las propiedades físicas obtenidas de una muestra
representativa:
2.2.3 Propiedades Mecánicas.
2.2.3. Propiedades mecànicas
Las pruebas para determinar las características mecánicas de la roca,
nos ayudan a comprender el comportamiento de estas, al medir y
evaluar los efectos que se originan a ser sometidas al esfuerzo
provocado.
A Continuación detallamos los ensayos y pruebas que deben
utilizarse.
A. Índice de resistencia a la carga puntual (Is): Este ensayo se
ejecuta mediante de la modalidad de carga diametral o “ensayo
de compresión de Franklin” este índice es una indicación
- 15 -
W = Peso saturado – Peso seco x 100
Peso seco
Ø
mm.
Longitud
mm.
Volum
en
cm.3
P.
natural
Gr.
P.
seco
Gr.
P.
saturado
Gr.
P.E.
(δ)
Kg./m
3
Poros
%
Absorción
%
34.80 30.50 39.10 78.57 78.45 78.66 2.653 0.72 0.27

razonable de la resistencia a la comprensión (σC) y se calcula
mediante las siguientes relaciones:
Donde:
Is = Índice de carga de punto.
P = Carga necesaria para romper el espécimen.
D = Diámetro del núcleo (mm).
Luego la resistencia a la comprensión uní axial se calcula por:
La carga que se requiere para romper un núcleo de roca con
este método, es aproximadamente la muestra sometida al
esfuerzo de compresión uní axial.
B. Ensayo de comprensión simple o uní axial (σC).
Se define como: la fuerza por unidad de área requerida para
romper una muestra que esta sometida a esfuerzo uní axiales
(no confinado) y viene expresado en unidades de fuerza sobre
el área.
El ensayo se realiza con probetas cilíndricas, sometidas las
mismas a cargas comprensivas axiales cada ve mayor hasta
producir la rotura. Las velocidades de carga aplicada deben de
estar dentro del rango recomendable de 5 a 10Kg. /cm2
/seg.
- 16 -
Is = P
c D2
σ C = (14 + 0.175 D) Is

Para este caso debe usarse la relación longitud/diámetro de
probeta (L / D) de aproximadamente 2.
La resistencia a la comprensión se determina mediante la
siguiente expresión:
Donde:
σ C = Resistencia a la comprensión.
P = Carga última de ruptura (Kg.).
D = Diámetro de la probeta (cm.)
Para la determinación de la resistencia se toma como referencia
la clasificación hecha por Deere y Miler que se muestra a
continuación:
- 17 -
σ C = 4 P
c πD2

Ejemplo: Resultados de dos pruebas de comprensión uní axial.
Progresiva
Condición
Ensayo
Probetas Carga
Rotura
Kg.
σC
Ø cm. L cm. Kg./cm2
MPa
0+512 Saturado 4.10 9.55 25,120 1,848.20 181.20
0+512 Seco 4.16 9.55 27,000 1,986.50 194.70
De aquí se puede determinar el coeficiente de (Ka), en esta propiedad
la roca tiende a disminuir su capacidad de resistencia al saturarse con
agua. Se calcula por la siguiente expresión:
- 18 -
Descripción
Calificación
Resistencia a la
comprensión Ejemplo de roca
Características
Kg./cm2
MPa.
Muy Baja
10-250
1 – 25 Yeso, sal de roca
Baja 250-500 25 – 50 Carbón, limonita,
esquisto
Media 500- 1,00 50 – 100
Arenisca, pizarra,
lutita
Alta 1.000-2.000 100-200
Mármol, granito,
gneiss
Muy Alta > 2,000 > 200 Cuarcita, gabro.

= 181.20 = 0.93
94.70
Si Ka > 0.9, ablandamiento débil.
C. Ensayo e tracción (σt): Es definida como la fuerza por unidad de
área requerida para romper una muestra sometida a esfuerzos
tensiónales.
Se debe utilizar el método de tracción indirecta o método Brasilero.
Este ensayo consiste en someter a una probeta cilíndrica (disco de
roca) a una carga lineal comprensiva actuando a lo largo de su
diámetro.
El resultado de este esfuerzo comprensivo, es una tención horizontal
y un esfuerzo comprensivo vertical variable. Las muestras suelen
romperse en dos mitades según el eje de carga diametral.
Para este caso se debe de utilizar la relación longitud/diámetro (L/D) =
0.5.
La resistencia a la tracción (σt) obtenida por este método esta dada
por la relación:
Donde:
- 19 -
Ka = σ C Saturado
σ C Seco
σ t = 2p
π DL

P = Carga de rotura.
D = diámetro de la probeta.
L = Longitud de la probeta.
Ejemplo: El siguiente cuadro muestra el resultado de una probeta.
Progresiva
Probeta
Carga de rotura kg.
σ t
Ø cm. L cm. Kg./cm2
MPa
0+512 5 2.4 1,62 1.10 86.00 8.43
D. Ensayo de comprensión tríaxial: este ensayo se debe de efectuar
con testigos cilíndricos de perforación diamantina de 2.4 cm. De
diámetro y 5cm. De longitud.
Mediante este ensayo se determina los índices volumétricos de
resistencia como son: la cohesión (C) que expresa la tensión
tangencial máxima cuando la tensión normal es igual a cero, y el
ángulo de fricción (Ø), que relaciona el incremento de las tenciones
normales y tangenciales por la superficie de desplazamiento de la
discontinuidad que obtenga la roca (fig. N° 2). En el siguiente
cuadro se muestra un ejemplo:
Progresiva
Presión de
confinamiento
Kg./cm.2
Resistencia Ø C
- 20 -

Kg./cm.2
(°) Kg./cm.2
0+512 100 2,655.30 47 300
E. Ensayos de constantes elásticas (E, µ ): Se debe además
efectuar ensayos para conocer las propiedades elásticas a fin de
determinar el modulo de elasticidad (E) y la relación de poisson (
µ) que son las características fundamentales de formación en los
límites de su estabilidad elástica.
El ensayo debe de realizarse en una probeta cilíndrica, sometida a
una carga comprensiva axial cada vez mayor hasta producir su rotura,
durante la aplicación de la citada carga, se debe de hacer medicines
de la deformación longitudinal (EL) y deformación diamental (ED) (ver
figura N° 3).
La velocidad de la carga aplicada debe de estar en el rango
recomendable de 5-10kg./cm.2
/seg.,utilizando relación
longitud/diámetro (L/D) de probeta = 2.
- Módulos de elasticidad (E): Es la relación entre la posición uní
axial (σl) y la relación de la deformación longitudinal de la
muestra (EL).
= 75.294 MPa
- 21 -
E = σl
EL

EL = AL decremento longitudinal
L Longitud
- Relación de posición ( µ): Es el conciente de la relación de las
deformaciones diametral ( ED ) y longitudinal ( EL ), bajo una
carga uní axial (σl)
= 0.15
Las fórmulas presentadas son para cuerpos Elásticos Ideales que nos
son precisamente las rocas, por consiguiente, se debe utilizar el
Modulo Tangencial al 50% de la carga de rotura, siguiendo de esta
manera los criterios de Deere, para poder normalizar la elección de
los módulos de deformación (figura N° 4).
Según este concepto el autor da a conocer la clasificación de acuerdo
al modulo relativo, como se muestra a continuación:
ESFUERZOS PRINCIPALES EN EL DEVILITAMIENTO
- 22 -
µ= ED
EL
2500
2000
1500
1000
500

TENSAYOS DE CONSTANTES ELÁSTICAS
A L
A D
- 23 -
500 1000 1500 2000 2500 3000
c
I
II
III
ESFUERZO NORMAL (KG./cm 2)
C = Cohesión Ø
= Angulo de fracción interna. I =
1 = 96 kg./cm2 II =
c= 1848 kg/cm2 (2 = 3) III =
3 = 100 kg/cm2 1 = 2655
kg./cm2
A L = deformación longitudinal
A D = Deformación diametral

Clase Descripción Modulo relativo
H
M
L
Modulo Relativo Elevado
Modulo Relativo
Medio Modulo Relativo
>500
200 – 500
> 200
Donde:
E = Modulo de Elasticidad = 75.294 MPa.
σ C a 50 % = Resistencia a la comprensión Simple al 50% = 90.6 MPa.
Según este criterio se tiene que:
= 75.294 = 831 MPa
Farmer clasifica los módulos de deformación de acuerdo al módulo
Tangencial Inicial (Ei), el que se calcula por la expresión siguiente y
cuyos valores están consignados a continuación:
Luego
Ei = 350 x 1848.20 = 646,870Kg. /cm2
= 6.47 x 105
Kg. /cm2
- 24 -
Modulo Relativo = E
σ C a 50% 90.6
Ei = 350 x σ C Kg. /cm2

Clase
QE
SE
NE
Descripción Ei ( Kg. /cm2)
Quasi – Elástica 6-11x105
Semi – Elástica 4- 6 x 105
No – Elástica <4x105
2.3. Evaluación de Resultados.
Los parámetros de las propiedades físicas y mecánicas se resumen
en el cuadro Nº 1 de los que se pueden concluir:
Los valores de propiedades físicas de la roca intacta, valores de
porosidad, de absorción índice de permeabilidad y la densidad, de las
discontinuidades existente en el macizo.
Los índices de las propiedades mecánicas, como la resistencia,
comportamientos elásticos, ablandamiento, etc.
Sin embargo hay que tener en cuenta la composición mineralógica de
los macizos y su condición a largo plazo.
En el cuadro Nº 1 es ejemplo de un grano diorita:
Cuadro Nº 1
Pruebas Resultado Unidad
Observación
Propiedades
físicas
Peso específico (δ) Porosidad
(n) Absorción (w)
2.65
0.72
Gr./cm 3
%
Baja
Resistencia a tracción (σt) 8.43 MPa
- 25 -

P
R
O
P
I
E
D
A
D
E
S
M
E
C
Resistencia a comprensión (σc) 181.20 MPa
Resistencia
alta
Índice de carga puntual (Is) 8.92 MPa
Cohesión (c) 30 MPa
Ángulo de fricción interna (Ø) 47” Grados
Constantes
Modulo de
elasticidad (E)
75,294 MPa
Elásticas
Coeficiente de
Poisson ( µ)
0.15
σc / Is (50) 20.3
Ablandamiento (ka) 0.93 Débil
Modulo Relativo (Et) 831 Elevada
Módulo Tangencial (Ei) 6.47 x 10 5
Kg./cm. 2 Quasi –
elástico
3. CLASIFICACION GEOMECANICA DE LOS MACIZOS.
Existen varios sistemas de clasificación aplicadas a obras subterráneas, como
por ejemplo: Terzaghi, Protodyakonov, Lauffer, Wicman, Bartón, Bieniawski, y
otros; siendo de todo los mas conocidos y utilizados en el campo de la tonelería
los sistemas de Bartón (Índice “Q”) y Bieniawski (Índice RMR).
Estos sistemas semi cuantitativos, son las técnicas empíricas mejor conocidas
para evaluar la estabilidad de las obras subterráneas y los elementos de
sostenimiento necesarios.
La clasificación geomecánica se utiliza para la identificación y comparación de
los macizos rocosos atravesados durante la excavación, procediendo a la
obtención de su correspondiente índice de calidad. Este índice se obtiene a
- 26 -

través de la observación de una serie de parámetros y dándole sus
correspondientes observación. En definitiva se trata de cuantificar la calidad de
los macizos rocosos atravesados, de forma que pueden ser comparados, zonas
ubicadas en distintos puntos del túnel. Los datos deben de obtenerse en el
mismo frente de excavación, siendo por tanto representativos del estado del
macizo rocoso en el punto donde se sitúa la excavación.
GRAFICO ESFUERZO – DEFORMACION
- 27 -
16000
1200
800
400
c = 1848 kg/cm2
E = 75.294 kg/cm2
µ = 0.15
1 = 50% de c
E D
E L

DEFORMACIÓN UNITARIA (mm/mm)
E = Moduló de Elasticidad.
µ = Relación de Poison.
ED = Deformación Diametral.
EL = deformación Longitudinal.
3.1 Clasificación de Barton – Índice “Q”
Barton establece su calificación a partir de un índice “Q”, que se obtienen de
6 parámetros procedentes de la observación del macizo rocoso, para lo que
establece sus correspondientes valuaciones (tabla Nº 6). Este índice “Q”
viene expresado por la siguiente expresión:
Donde:
- 28 -
Q = RQD X Jr X Jw
Jn Ja SRF
500 1000 1500 2000 2500

SRF
Jn
Ja
RQD = Porcentaje de núcleos que se recuperan en tamaños de 10cm. o
mas, del largo total del barreno.
Jn = Numero de sistemas de fisuras.
Jr = Es el numero de rugosidad de las fracturas.
Ja = Numero de alteración de las fisuras.
Jw = Factores de reducción por agua en las fisuras.
SRF = Factor de reducción por esfuerzos. Sin embargo, este índice puede
considerarse como función de tres parámetros que son medidas
aproximadas de:
RQN = tamaño de los bloques.
Jr = la resistencia al esfuerzo constante inter bloques.
Jw = los esfuerzos activos (estado tensional)
El rango de variación de este índice, oscila entre 0.001 y 1.000 dando origen
a 9 categorías de macizos rocos como son:
“Q” entre 0.001 – 0.01 : roca excepcionalmente mala.
“Q” entre 0.01 – 0.1 : roca extremadamente mala.
“Q” entre 0.1 – 1 : roca muy mala.
- 29 -

“Q” entre 1 – 4 : roca mala.
“Q” entre 4 – 10 : roca media.
“Q” entre 10 – 40 : roca buena.
“Q” entre 40 – 100 : roca muy buena.
“Q” entre 100 – 400 : roca extremadamente buena.
“Q” entre 400 – 1000 : roca excepcionalmente buena.
MUY BUENA BUENA REGULAR MALA MUY MALA
- 30 -
1000
400
100
40
10
4
1
0.1
0.01
0.001

ÍNDICE GEOMECÁNICO DE MACIZO ROCOSO
RMR - BIENIAWSKI
3.2. Clasificación de Bieniawski – Índice “RMR”
El valor de “RMR” se obtiene por la suma de cinco parámetros los que
tienen su correspondiente valuación (tabla Nº 7) y son:
1. resistencia de la roca inalterada.
2. RQD
3. Separación entre las discontinuidades.
4. Estado de las discontinuidades.
5. Presencia de agua.
- 31 -
1000 90 80 70 60 50 40 30 20 10

Existe un 6to
parámetro que es el ajuste en la valuación que considera la
disposición de juntas respecto ala excavación.
Las categorías de roca en función del valor del RMR, están designado
como siguen:
Roca muy buena RMR entre 81 – 100
Roca buena RMR entre 61 – 80
Roca media RMR entre 41 – 60
Roca mala RMR entre 21 – 40
Roca muy mala RMR menor que 20
Para evaluar el macizo con esta clasificación Bieniawski, planteo
correlacionar su índice “RMR” con el de Barton (Q), y después de analizar
más de 100 casos los correlaciono mediante la siguiente expresión:
Con r = 0.94
Esta correlación, sin embargo tiene un margen de ±18 para un limite de
confianza del 90% (ver fig. Nº 5). A continuación se muestra un ejemplo
para el empleo de esta correlación. Entre la progresiva 0 + 725 – 0 + 743
se obtuvo en el mapeo los siguientes valores: Q = 0.8,
RMR = 57 aplicando la formula de correlación se tiene:
RMR = 9 Ln Q + 44 = 9 Ln (0.8) + 44
RMR (teórico) =42
- 32 -
RMR = 9 Ln Q + 44

Este valor de RMR (teórico) esta dentro del límite de confianza del 90%.
Clasificación adoptada por el ejemplo
Según el ejemplo estas clasificaciones (Q, RMR) finalmente es adecuada
para la obra, agrupando las rocas en tres categorías o tipos de rocas,
siguiendo los criterios por Deere.
Las características adoptadas para la valuación de la calidad de las rocas
son:
Roca tipo I: rocas generalmente duras y moderadamente fracturadas. Las
fracturas son discontinuas e irregulares y con superficie cerradas e
inalteradas. El RQD mayor de 90% valores de RMR en cima de 60 y Q
mayores de 6. La roca con calidad Q igual o mayor a 6, para un diámetro
de 6.40m. se auto soporta y no requiere soporte sistemático, requiriendo
ocasionalmente pernos puntuales para estabilizar eventuales cuñas.
Roca tipo II: El macizo rocoso esta sano ha ligeramente meteorizado, es
de resistencia dura a media, afectando por discontinuidades con
desplazamiento amplios o moderados (0.2 – 2m) y con trazas continúas.
Pequeñas zonas de cortes y fallas pequeñas a medianas. Las diaclasas
tienen superficies inalteradas a ligeramente meteorizadas y/o con signos
de deslizamiento. Las fracturas (juntas) son frecuentes planas y continúas.
Los valores del RQD están en el rango de 25 – 90 %, el RMR entre 41 –
60 y Q entre 0.4 – 6.
Roca tipo III: El macizo rocoso esta fracturado o cizallado y moderado a
completamente meteorizado, de resistencia media a baja. Las fracturas
- 33 -

están abiertas y rellenas con material arcilloso. Las zonas de fallas tienen
rellenos de: material arcilloso, milonita, o roca muy fracturada o triturada.
Los valores de “Q” están entre 0.001 – 0.4 y el RMR con valores inferiores
a 40.
En el cuadro Nº 2 se muestra un resumen de las evaluaciones de los 3
sistemas de clasificación empleados:
Cuadro Nº 2
Clasificación de Roca adoptada
para la obra
I II III
Valuación de la
calidad de macizos
rocosos – sistema
de clasificación
Sistema “Q” >6 0.4 - 6 0.001 – 0.4
Sistema ”RMR”
>60 41 – 60 00 - 40
4. ZONIFICACION GEOTECNICA
Una vez efectuada la caracterización del macizo rocoso, se procede a la
zonificacion geotécnica.
− Se describe los perfiles y orientaciones transversales, laderas y
pendientes.
− Se describe el macizo rocoso comprometido con la obra subterránea
(texturas, resistencia, etc.), iscintinuidades, fracturas, fallas locales,
(rumbos, buzamiento) superficie ondulada rugosa, rellenos, y zonas de
cizallas.
- 34 -

− La estabilidad de la excavación subterránea esta gobernada por los
esfuerzos residuales altos y anisotropicos; que dan origen al estallido
violento y lameos de roca.
− Es importante detectar a lo largo de la excavación arcillas expansivas o
sales solubles que pueden afectar el sostenimiento y revestimiento de
concreto del túnel.
− De acuerdo con el ejemplo propuesto, la evaluación y según los
parámetros geomecánicos obtenidos, se ha establecido la siguiente
zonificacion:
Zonas estables: corresponde a la clasificación tipo I con valore
geomecánicos “Q” mayores de 6.
Zonas medianamente estables: corresponde a la clasificación tipo II con
valores geomecánicos Q comprendidos entre 0.4 – 6, están caracterizados
por intenso fracturamiento de macizo con sistemas estructurales
desfavorables y alteración en los planos de fracturas afectando la
estabilidad del túnel; originando desprendimientos en forma de bloques,
cuñas y lajas. Estas condiciones determina la aplicación de pernos
puntuales y sistemáticos, instalación de malla y aplicación de shotcrete en
sección parcial y/o completa, como complemento estructural para la
estabilidad de la excavación.
En esta clasificación se consideran las zonas que fueron afectadas por el
fenómeno de “doping rock” o estallido de roca.
Zona inestable: pertenece a la clasificación de tipo III, sus valores
geomecánicos según “Q” varían entre 0.001 – 0.4.
- 35 -

Para este caso los elementos de sostenimiento deben ser perfiles
estructurales y shotcrete.
5. FENÓMENOS DE ESTALLIDO DE ROCAS Y LAJEOS
5.1 Generalidades
Cook N.G.W. definió los estallidos de roca como “la rotura o falla
incontrolada de la roca asociada con una liberación violenta de energía “,
originando daños a las labores subterráneas y por ende al personal y
equipos. Esta definición puede sin embargo alcanzar a los sismos.
Este fenómeno normalmente ocurre en excavaciones que se encuentran
en macizos rocosos con esfuerzos “in-situ” elevados o normalmente
anisotropicos. Las clases de estos fenómenos y las características según
actividad se indican en la tabla Nº 8.
Los lugares donde se presentan estos tipos de tensiones es en túneles
profundos, vale decir, mas allá de los 1.000m. de profundidad, y en las
excavaciones próximas a los valles o quebradas profundas, donde la roca
es masiva o poco fracturada y la resistencia a la comprensión de la roca
intacta es elevada. Los signos característicos de este fenómeno son el
ruido (rock bursting) que produce el macizo rocoso al reacomodo de los
esfuerzos inducidos por la excavación, fallando por no poder absorber
tensiones elevadas, originando un tipo de fragmento que se desprende de
la periferia de la excavación; normalmente en forma de lajas.
El lugar donde se desprende estos fragmentos de roca es indicativo de la
orientación de las tensiones parciales. (fig. Nº 6)
5.2. Análisis de los estallidos
- 36 -

Las rocas sometidas previamente a la combinación de esfuerzos
gravitacionales y tectónicos de magnitud y orientación desconocida, sufren
modificaciones de estas soluciones, en la proximidad de las excavaciones.
Debido a su origen, las rocas son intrínsicamente heterogéneas,
anisotrópicas y son un medio eminentemente discontinuo debido a
procesos geológicos de diversos orígenes, magnitudes y propiedades. En
consideración a lo anterior, en la literatura no puede encontrarse
soluciones exactas al problema de esfuerzos y deformaciones en el
macizo, las soluciones disponibles se refieren solo a geometrías simples,
en medios continuos, homogéneos e isotropitos y bajo solicitaciones
ideales.
Programas modernos de investigaciones para estallidos de roca
comprenden: investigaciones iniciales, desarrollo de contramedidas,
implementación de medidas preventivas. Para la fase de investigación se
considera los siguientes aspectos:
− Caracterización del macizo rocoso mediante mapeos subterráneo
detallado.
− Determinación de parámetros geomecánicos del macizo rocoso, por
ensayos y/o mediciones de laboratorios “insitu”, para entender las
características de deformación y mecanismo de rotura de la roca.
ORIENTACION DE ESFUERZOS PRINCIPALES
FIg. Nº 6
- 37 -
3 3
1
1 1
2

LAS ÀREAS POSCURAS MUESTRAN LAS ZONAS DONDE OCUIRRE EL FENÓMENO DE
ESTALLIDOU LAMEOS EN UNA EXCAVACIÓN, ESTAS ZONAS VARIAN SEGÙN LA ORIENTACIÓN
DE LOS ESFUERZOS PRINCIPALES
MALLA DE ELEMENTOS FINITOS
FIg. Nº 7
− Zonificaciòn geotécnica, delimitando los dominios estructurales.
− Desarrollo y aplicación de herramientas o métodos numéricos de
cálculos para simular el comportamiento del macizo, determinando los
esfuerzos y deformaciones.
Las únicas herramientas actualmente disponibles para resolver estos
problemas considerando los antecedentes señalados, son las técnicas
de simulación computacional utilizando métodos numéricos con
elementos finitos o elementos de borde. Estos últimos sin embargo,
aun no alcanzan el desarrollo suficiente para modelar adecuadamente
todas las heterogeneidades del macizo rocoso, quedando su aplicación
- 38 -
a b c
Túnel
3
1

restringida a medios de característica más simples. El método de
elementos finitos, ha siso perfeccionado sucesivamente constituyendo
actualmente un poderoso medio para optimizar las características
señaladas.
Es necesario recalcar que para el cálculo de tensiones es mejor hacer
medidas directas efectivas “in-situ”.
Para evaluar la estabilidad en excavaciones subterráneas afectadas
por esfuerzos altos y anisotropicos, el problema principal es determinar
la magnitud y orientación de los esfuerzos principales al σ1 y σ3.
5.3. Resultados del Análisis
Con la finalidad de estudiar las tensiones in-situ se realizaron cálculos de
tensión y deformación del macizo rocoso, mediante la técnica de
elementos finitos, fig. Nº 7 muestra el ejemplo de una malla y la ubicación
del túnel respecto a la superficie del terreno, llegándose a determinar que
las tensiones principales actuantes en la zona del túnel son: σ1 = 10.5
MPa. , σ3. = 3.72 MPa. Y el ángulo entre la horizontal y σ1 es
aproximadamente 65 grados, que confirma la hipótesis de que el esfuerzo
principal tiene tendencia paralela al talud del valle. La Fig.Nº 8 muestra, la
magnitud de las tensiones in-situ estimados.
Habiéndose estimado las tensiones in-situ actuantes, se realizaron
cálculos mediante el programa de elementos de borde, a fin de determinar
los esfuerzos, deformaciones y zonas sobre tensionadas que ocurren en la
roca circundante a la excavación, obteniendo los siguientes parámetros:
- 39 -

− Modulo de elasticidad del macizo……..40.00MPa.
− Coeficiente de Poison …………………………0.15
− Resistencia a la compresión aniaxial…..150 MPa.
− Parámetros de resistencia m …………………..3.0
− Parámetros de resistencia S………………..0.0099
− Esfuerzo principal mayor (σ 1)…………10.50 MPa.
− Esfuerzo principal menor (σ 3)…………..3.72 MPa.
− Angulo entre la horizontal y σ1……………..….65º
Figura Nº 9: corresponde a las zonas sobre tensionadas, donde puede
apreciarse que zonas de la periferia de excavación son las que fallan.
Figura Nº 10: representa los esfuerzos principales, vemos que estas
corresponden a zonas con esfuerzos principales mayores σ1 grandes (del
orden de 4MPa.) y esfuerzos principales menores σ3 pequeños, lo que
hace que la fractura se produzca en un plano oblicuo a la dirección de
esfuerzo principal mayor originándose fragmentos en forma de lajas.
Figura Nº 11: muestra que la zona que falla tiene menores valores de
deformación como resultado de los esfuerzos actuantes.
5.4. Alternativas de solución.
- 40 -

Para evitar o minimizar los riesgos para el personal y equipos durante las
operaciones de excavación y no disminuir el tiempo de servicio del túnel,
una de las alternativas de solución es la colocación de elementos de
sostenimiento consistentes como pernos sistemáticos, malla y shotcrete, si
el caso fuere más severo. Otra alternativa para el control de este
fenómeno es variar la sección de excavación, siguiendo los criterios
expuestos en la tabla Nº 9. Esta última no es del todo beneficiosa para
túneles donde se tiene que conservar la sección de excavación, pudiendo
emplearse en labores mineras donde hay mayor flexibilidad de diseño para
cambiar la forma y área de sección.
TENCIONES ESTIMADAS
- 41 -

FIg. Nº 8
ZONAS SOBRE TENSIONADAS
FIg. Nº 9
TRAYECTORIA DE ESFUERZOS PRINCIPALES
FIg. Nº 10
- 42 -
0 10 20 30
MPa
0 2 4 6 8
MPa
0 4 8 12 16
X 10.0 MPa

FIg. Nº 11
CAPITULO III
TERMINOLOGIA
Gunita
Es un mortero proyectado compuesto de arena-cemento y puede contener áridos
en la arena gruesa que llegan hasta ∅4mm. El contenido de cemento fluctúa entre
400 a 450Kg. /m3
de mezcla.
La gunita se emplea principalmente como una impregnación preliminar cuando se
esta consolidando áreas con filtraciones de agua, en cuyo caso la arena deberá ser
de un tamaño, máximo de 2mm y, obviamente, tendrá una mayor cantidad de
- 43 -
0 2 4 6 8
X 1.0 MPa

cemento del orden de 450Kg/m3
. Otro uso importante de la gunita se refiere al
tratamiento de zonas especiales (rocas anhidriticas, yeso, esquistos, etc.), donde
sirve como filtro en el intercambio de moléculas, durante el proceso de fragua del
contacto rociado.
La íntima unión entre la gunita y la masa rocosa asegura una mejor calidad en el
acabado superficial y se encarga de que la masa rocosa participe de manera activa
en el mecanismo de sostenimiento.
Shotcrete (concreto proyectado)
Es el concreto obtenido con la ayuda de una mezcla “preconfeccionada”, el cual es
lanzado con una bomba proyectora empleando un flujo de aire comprimido, hasta
la “lancha” o tobera, desde la cual el operador dirige el chorro contra la superficie
de aplicación sobre la cual se adhiere el material de proyección, compactándose al
mismo tiempo por la fuerza de impacto.
En el momento de su impacto sobre la superficie de aplicación una parte de
material rebota; esta perdida de material es otra de las características del concreto
proyectado. La proyección del material se puede efectuar por vía húmeda y seca.
Los dos procedimientos se distinguen por la mezcla previamente confeccionada y
por el empleo del equipo mecánico. Existe un tercer procedimiento, el sistema de la
mezcla semi-húmeda, que consiste en añadir a la dosificación el agua, unos cinco
metros antes que salga la mezcla, resultando está con menos dispersión. Vamos a
analizar los tres procedimientos para ver las diferencias que existen entre ellos:
- 44 -

DISEÑO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE,
RENDIMIENTO POR VIA SECA
En la excavación subterránea se debe considerar, estructura con soporte de roca.
Para ello se requiere transformar el macizo rocoso que circunda la excavación, de
un elemento que ejerce cargas a un elemento capaz de resistir estas. Se trata
entonces de dejar transcurrir los procesos de distensión al rededor de la
excavación controladas con mediciones instrumentales (convergencia,
extensometria, etc.) de tal manera que se pueda controlar el aflojamiento, posterior
de desestabilización y colapso de la roca circundante.
Este objetivo se consigue mediante la aplicación de elementos de sostenimiento
semi rígidos como pernos y/o anclas, shotcrete y malla, los mismos que se deberán
aplicar en forma oportuna, pues inicialmente se requieren fuerzas mínimas para
evitar el deslizamiento y colapso de la roca, no siendo así, una vez iniciado el
movimiento, se requieren considerables fuerzas para estabilizar y aun estas
pueden resulta insuficientes.
Esta condición hace de la excavación subterránea la estructura compuesta que
consta de rocas y elementos de sostenimiento, situación que hace que se creen o
conserven las condiciones de esfuerzos triaxial, compatibles con el esfuerzo del
macizo rocoso, y así evitar el aflojamiento de la roca circundante a la excavación;
para ello es necesario que exista contactos directos entre la roca y los elementos
de sostenimiento, para asegurar la transferencia de cargas.
La liberación controlada de energía mediante elementos semi rígida da como
resultado el establecimiento del estado de equilibrio, que se determina verificando
- 45 -

el proceso de deformación mediante mediciones de convergencia y/o
extensometria.
1. Diseño de los sostenimientos
El problema para diseñar el sostenimiento para un macizo rocoso, es
encarado usando diferentes técnicas o métodos, pero en todo ellos, los
principales aspectos a los que se reduce el cálculo son dos:
- primero la capacidad de predecir con éxito y dentro de márgenes de error
aceptables, las cargas del macizo rocoso que deben ser soportadas por el
sistema.
Determinar la capacidad cortante de los diversos sistemas de
sostenimiento susceptibles a ser usados en cada caso.
- El segundo aspecto, gracias la ciencia de resistencia de materiales, ha sido
resuelto; sin embargo el primer aspecto no es tan simple, por considerar
que el macizo rocoso es el material constructivo mas complejo que existe,
por contar con muchas variables y propiedades que no se pueden
cuantificar fácilmente como son: mineralogía, litología, discontinuidades
estructurales, procesos de transformación físico - químico, presencia de
agua subterránea y otros. Sin embargo, existen métodos empíricos y
analíticos que intentan cuantificar todas estas variables; asado primero en
las clasificaciones geomecánicas del macizo rocoso.
Actualmente existe tecnología bastante avanzada para conocer
numéricamente empujes, si no solo para evitar movimientos de bloques o
cuñas potencialmente inestables y a punto de caer y deslizarse por su
- 46 -

1.6
propio peso; esto indica que el macizo rocoso se auto soporta. Por el
contrario si los esfuerzos residuales son mayores que la resistencia al
corte de la roca circundante, aparecerán fracturas y/o el fenómeno de
estallido de roca, en tal situación el sostenimiento será diseñado para
resistir empujes.
El método basado en resultados de instrumentación se emplea como
comprobación para el análisis de interacción roca – sostenimiento.
1.1 Método basado en Clasificaciones Geomecánicas
Para la evaluación de la calidad del macizo rocoso se siguen los
criterios que sustentan los índices de “RMR” y “Q”.
Para diseño de sostenimiento definitivo se prefiere utilizar las
recomendaciones propuesto por Bailon, por ser menos conservador
que el propuesto por el sistema de Bieniawski.
Este sistema aporta 38 categorías de sostenimiento (tabla Nº 10) los
mismos que están en función del índice “Q” y sus diámetros
equivalentes (figura Nº 12) siendo este ultimo definido por la formula
siguiente:
= 6.46 = 4.04
Siendo:
De = Diámetro equivalente
- 47 -
De = B
ESR

Jn Ja SRF
B = Diámetro o altura de la excavación.
ESR = Relación de soporte de la excavación (tabla Nº 1)
El diámetro (De) determinado, en el ábaco de la figura Nº 12 nos
indica que para valores de “Q” > 5.0 los requerimientos de
sostenimiento no ser necesarios o excepcionalmente consistirán en
pernos de anclajes puntuales para fijar cuñas inestables.
Es necesario mencionar que las recomendaciones se toman solo en
forma referencial o como punto de partida, pues en algunas zonas se
complementa con el criterio personal y las propuestas por Selmer-
Olsen, especialmente para las zonas donde se presente problemas
de estallido de roca.
Ejemplo:
Prog. : 2+347 – 2+387
Clasificación geomecánica:
RQD = 80
Jn = 2 G = 12 Q = RQD x Jr x Jw
Jr = 3 B = 3
Jn = 4 B = 1
Ja = 5 A = 1 Q = 6.66 x 3 x 1
Jw = 6 J = 1 Q = 19.8 = 20
- 48 -

ESR 1.6
De = B = 6.46 = 4.04
- 49 -

3 1 20
1.6
Observaciones: no hay esfuerzos residuales.
Como el valor de Q > 5.0, siendo De = 4.04, no requerirá del sistema
de sostenimiento.
Ejemplo:
Prog. : 0 + 743 – 0 + 800
Clasificación geomecánica:
RQD = 100
Jn = 2C = 3 Q = 100 x 3 x 1 = 5
Jr = 3B = 3
Ja = 1B = 1
Jw = 5 A = 1 De = 6.46 = 4.04
SRF = 6M = 20
Observación: hay esfuerzos residuales (estallido de roca). Según
tabla Nº 10 B le corresponde la categoría Nº 17; que señala pernos
ocasionales; sin embargo por el estallido y lajeo intenso, en esta
- 50 -

zona, se debe colocar elemento de sostenimiento para estabilizar y
como medida de seguridad, consistentes en pernos sistemáticos de
2.40m. ; Shotcrete de 5cm. de espesor y malla.
1.2 Método basado en resultados de instrumentación
Este método considera a la instrumentación la interpretación de los
registros de deformación efectuados durante la fase constructiva,
siendo en esencia un método observaciónal de diseño de acuerdo al
avance de la excavación.
Como ejemplo se pueden citar el NATM (nuevo método Austriaco
de tonelería) y el método de convergencia – confinamiento que
brevemente se describen a continuación:
1.2.1. Nuevo Método Austriaco de Tonelería – NATM) Este
método fue desarrollado en Austria y tomo ese nombre para
diferenciarlo del método tradicional descrito por Szechy,
siendo sus principales investigadores: Rabcewics, Muller y
Pacher.
Es una filosofía de diseño, que integra los principios del
comportamiento del macizo rocoso y el registro de
deformaciones de la excavación durante su construcción,
buscando la interacción Roca-Soporte, haciendo actuar al
macizo como elemento portante. El NATM es aplicable a
cualquier método de tonelería; la diferencia radica en el
registro e interpretación continúa del movimiento del macizo
rocoso y la revisión del diseño, de forma tal que se obtenga
- 51 -

el sostenimiento más estable y económico. Algunos
principios del “NATM”.
• Conservación de la Resistencia del Macizo:
Aplicando elementos de sostenimiento a tiempo, para
que mantenga su capacidad de soporte.
• Aplicación de Elemento de Sostenimiento primario:
Con la finalidad de evitar el relajamiento y excesiva
deformación; es importante que los elementos de
sostenimiento queden en completo contacto con el
macizo rocoso para que se deforme con el.
• Medición: Para la aplicación de método se requiere la
utilización de instrumentos una vez instaladas el
sostenimiento primario, para registrar las deformaciones
de la excavación y la carga aplicada sobre el
sostenimiento, proporcionando información del macizo
rocoso.
• Sostenimiento Flexible: En lugar de rígido se utiliza
elemento de sostenimiento (Shotcrete, pernos, malla)
que permiten cierta deformación del macizo rocoso.
- 52 -

El sostenimiento aplicado puede ser todo o parte del
sostenimiento definitivo esto se verifica con la
interpretación de las mediciones.
1.2.2. Método de Convergencia – Confinamiento Es una
tentativa de evaluar la estabilidad del túnel mediante un
modelo matemático, el objetivo es calcular los esfuerzos
sobre el sostenimiento, analizando la curva de reacción del
macizo rocoso.
La curva mostrada en la figura N 13 representa la interacción
entre el sostenimiento y el macizo rocoso. Cuando se excava
un túnel la roca se deforma. La curva de reacción del macizó
rocoso muestra la carga que debe aplicarse en la bóveda y/o
hastíales del túnel para prevenir deformaciones excesivas.
La deformación producida antes de instalar el sostenimiento,
esta denotada por la línea OA. Si, el sostenimiento fuera
completamente rígido, la carga aplicada, se representaría por
la línea AA´, pero como la roca se deforma, alcanza equilibrio
en el punto C.
La deformación radial de las paredes (hastíales) de la
excavación será igual a OB, y la deformación del
sostenimiento igual a OB, y la deformación del sostenimiento
igual a AB, en este punto la carga ejercida por el
sostenimiento será BC. Como se observa, el punto de
- 53 -

equilibrio C es alcanzado solo si el sostenimiento es
apropiadamente diseñado e instalado a tiempo.
La línea AeE representa el sostenimiento en fluencia antes
de estabilizar la excavación, la línea AF representa
sostenimiento demasiado flexible, mientras que la línea GH
es un sostenimiento instalado tardíamente y por lo tanto
inefectivo.
La roca luego de la excavación tiende a deformarse
originándose la convergencia, mientras el sostenimiento que
se opone a esta deformación ejerce presión, generándose
así el confinamiento.
Este ejemplo cualitativo pone en evidencia que el diseño de
sistemas de sostenimiento, tiene que tomar en cuenta la
naturaleza interactiva de los fenómenos Esfuerzo –
Deformación, tanto del macizo rocoso como de los sistemas
de sostenimiento; así como el tiempo de colocación de estos.
1.3 Método Analítico
Los métodos analíticos se basan en la formulación y aplicación de
modelos conceptuales para los propósitos de diseño. En mecánica de
rocas los modelos matemáticos pueden subordinarse a:
- 54 -

- Modelo físico a escala.
- Modelos matemáticos, como las ecuaciones de soluciones
cerradas.
- Modelos numéricos, como el método de los elementos finitos,
diferencias finitas, elementos de bordes etc.
Donde se obtiene como resultado la limitación de zonas donde
los esfuerzos han superado la resistencia de la roca.
Estos métodos son aplicados mayormente para análisis parametritos
y con fines comparativos, siendo una herramienta valiosa en el
proceso de diseño.
Los métodos físicos a escala suelen proporcionar información útil
cuando se examina el comportamiento de falla, pero debido a su alto
costo y poca flexibilidad han perdido su vigencia.
Las ecuaciones de soluciones cerradas tienen el inconveniente de
simplificarse y examinar el comportamiento de falla, pero debido a su
alto costo y poca flexibilidad han perdido su vigencia.
Las ecuaciones de soluciones cerradas tiene el inconveniente de
simplificar las características de la excavación y tratar la roca como
un cuerpo homogéneo.
- 55 -

Para las ecuaciones subterráneas existen diferentes tipos de sostenimiento,
entre los que se puede citar; cimbas o perfiles estructurales, pernos de
anclajes, concreto lanzado, malla de acero, arcos de concreto, shotfer
(concreto lanzado reforzado con varillas de acero de Ø1/2”). La aplicación de
algunos de estos elementos, no incluye la utilización de otro, pues, pues, a
menudo es práctica usual la combinación de dos o mas d ellos.
2. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
2.1 Definición
El termino “concretos lanzado” se refiere a la mezcla humedecida de
arena, cemento, fibra y aditivo, proyectado sobre un área por medio de
presión de aire.
Por ello se emplea un recipiente de presión de alimentación continua
llamado lanzador.
Una capa delgada de shotcrete después de corto tiempo, puede establecer
un estado de equilibrio que e determina verificando el proceso de
deformación. Sus deformaciones son pequeñas, son suficientes 2” de
shotcrete a 10 ó 20 m. del frente de avance, si en cambio, las
deformaciones son intensas, es recomendable primero 1” en el mismo
frente, y luego del avance afianzar cuando las deformaciones hayan
disminuido solo una vez detenido los movimientos es posible y
recomendable revestir. En la práctica esa idea de sostener eficazmente un
macizo rocoso en a excavación permitiendo a su vez deformación, es
posible mediante el concreto lanzado por su flexibilidad, además de las
ventajas en cuanto a la capacidad de carga, rápida aplicación y tempana
- 57 -

resistencia, en beneficio de neutralizar el aflojamiento del macizo
circundante.
La estructura así compuesta roca-shotcrete, impide e aflojamiento, la
descompresión y flexión que acompañan los procesos normales de
desestabilización, pero cuando esta fresco sigue las deformaciones
primarias del macizo rocoso, permitiendo la reducción de los esfuerzos de
borde a medida que simultáneamente va aumentando su resistencia con el
tiempo.
Debido a que la adhesión del shotcrete a la mayota de las rocas es muy
grande, este actúa como material de encastre, formando una unidad
estática o estructural compuesta entre la roca y su superficie, dándole al
sistema una alta resistencia cuando trabaja a compresión y ofreciendo
resistencia distorsiones de hasta 1% de variación del diámetro de
excavación cuando trabaja a flexión. El resultado mecánico mas
importante es que la superficie de la roca no se afloja, permaneciendo sin
modificaciones en su estado, en tanto y en cuando no sea dañado por el
método de voladura empleado.
2.2 Diseño y Capacidad de carga.
2.2.1. Calculo del Espesor del Shotcrete
Para la determinación del espesor del shotcrete, se tiene que tener
en cuenta el índice “Q” y aplicar la siguiente fórmula:
- 58 -
tc = D (65 – RSR)
150

150
tc = Espesor de Shotcrete en pulgadas.
D = Diámetro de la excavación en pies.
RSR =13.3 Log. Q + 46.5 (relación de soporte de excavación).
Ejemplo:
Si Q = 0.1 – 0.001
RSR = 13.3 Log.0.1 + 46.5
RS = 33.2
1m = 3.2808 pies
D = 2.40m =7.87 pies
tc = 7.87(65-33.2)
tc = 0.0525 (31.8)
tc = 1.66”
2.2.2. Capacidad de Cargas
Para determinar la presión máxima de soporte del shotcrete cuando
este es aplicado a sección completa y distribución uniforme; se
aplica la siguiente formula:
- 59 -
Psmax. = 1 ac. shot {1-(ri – tc) 2
}
2 ri2

D
2
Psmax. = Presión máxima del Soporte (Kg. /cm2
).
ac.shot =resistencia a la compresión del shocrete (Kg. /cm2
ri = Radio de excavación del túnel (cm.)
Tc = Espesor de shotcrete en cm.
Resistencia a la Compresión
Se define como la fuerza por unidad de área requerid para romper
un muestra que esta sometida a esfuerzos uni axiales (no
confinadas), y viene expresado en unidades de fuerzas sobre área;
y se define de la siguiente manera:
ac. = Resistencia a la compresión (Kg. /cm2
)
P =Carga unitaria de Rotura (Kg.).
D =Diámetro de la probeta (cm.).
L = 2
L = 2D longitud = L
D =L
DIAGRAMA SIMPLIFICADO QUE REPRESENTA EL MOVIMIENTO DE ROCA
SUELTA HACIA EL TUNEL Y LA TRANSFERENCIA DE LA CARGA A LA ROCA
CIRCUNDANTE. (segùn Terzaghi)
- 60 -
ac. = 4P
π D2

CLASIFICACION DE RESISTENCIA - Deere y miler.
- 61 -

Descripción
clasificación
Resistencia a la
comprensión uni axial Ejemplo de rocas
característicaKg./cm2 MPa.
Muy Baja 10 – 250 1 – 25 Yeso, sal de roca
Baja 250 – 500 25 – 50 Carbón, limonita, esquisto
Media 500 – 1000 50 – 100 Arenisca, pizarra, lutita
Alta 1000 - 2000 100 – 200 Mármol, granito, Gneiss.
Muy alta > 2000 > 200 Cuarcita, Gabro
- Resistencia a la Comprensión Uní axial.
Se aplica con la siguiente fórmula:
Is = Índice de carga de punta.
P = Carga necesaria para romper el espécimen.
D = Diámetro del núcleo (mm.).
Granulación Ideal Combinada
Tamíz Nº
Malla
(mm) % Pasa
Nº 4 4.75 48 – 64
Nº 8 2.37 34 – 5 4
Nº 16 1.18 20 – 36
Nº 50 0.30 7 – 18
Nº 100 0.15 3 – 12
Nº 200 0.07 0 – 5
1.3. Tablas
TABLA Nº 1
- 62 -
Ac = (14 – 0.175D) Is
Is = P
D2

GRADOS DE METEORIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO
(ISO – 1980)
TERMINO DESCRIPCION GRADO
Fresca
(sana)
Singo no visible de meteorización del material
rocoso, tal vez ligera decoloración sobre las
superficies de las discontinuidades principales.
W1
Ligeramente
Meteorizada
La decoloración indica meteorización del material
rocoso puede estar decolorado por meteorización
y puede ser algo mas débil externamente que en
su condición fresca.
W2
Moderadamente
Meteorizada
Menos de la mitad del material rocoso es
descompuesto y/o desintegrado a un suelo. Roca
fresca o decolorada esta presente aún como un
esqueleto continuo o como un núcleo de roca.
W3
Altamente
Meteorizada
Mas de la mitad del material rocoso es
descompuesto y/o a un suelo. Roca fresca o
decolorada, está presente aún como una red o
esqueleto discontinuos o como núcleos de roca.
W4
Completamente
Meteorizada
Todo el material rocoso es descompuesto y/o
desintegrado a suelo. La estructura original del
macizo es aún en gran parte intacta.
W5
TABLA N° 02
CORRELACION ENTRE EL INDICE DE VELOCIDAD LONGITUDINAL Y EL RQD
(STOGREN ET. AL – 1979)
Velocidad longitudinal
Vp (m/s)
RQD Calidad del macizo
Rocoso
5200
4400 – 5200
3600 – 4400
3000 – 3600
< 3000
9 – 100
75 – 90
50 – 90
25 – 50
< 25
Muy buena
Buena
Regular
Mala
Muy mala
TABLA N° 03
VELOCIDADES DE LAS ONDAS “P” TIPICAS DE ROCA ÍGNEA
FRACTURADA Y METEORIZADA
(HUNT – 1984)
- 63 -

Velocidad de
Ondas “P”
Vp (m/s)
Descripción del macizo
(roca ígnea)
> 5000 Roca sana fresca
5000 – 4000 Ligeramente meteorizada y/o con fracturas
ampliamente espaciadas.
4000 – 3000 Moderadamente meteorizada y/o con fracturas
ampliamente espaciada.
3000 – 2000 Intensamente meteorizada y/o con fracturas
cercanas.
2000 – 1000 Muy intensamente meteorizada y/o triturada.
TABLA N° 04
INFLUENCIA DE DISCONTINUEIDADES RELLENAS SOBRE EL
COMPORTAMIENTO DE TÚNELES
(Según Brettet y Howard)
Material Dominante del
relleno
Comportamiento Potencial de Relleno
En el frente Mas tarde
Arcilla expansiva
Expansiva libre, se hace
lado presiones expansivas
y empuje sobre el escudo.
Presiones expansivas y empuje
contra el adene o revestimiento,
expansivo libre con caída o deslave
si el revestimiento es insuficiente
Arcilla inerte
Se afloja y se hace lado por
la compresión.
Compresión muy fuerte
bajo condiciones
extremas.
Empuje contra el apoyo del
revestimiento donde esta
desprotegido: se afloja y se hace
lado debido a cambios ambientales.
Clorita, talco, grafito o
serpentina
Se deshace.
Pueden originarse cargas muy
grandes debido a la baja resistencia,
sobre todo cuando esta húmedo.
Roca triturada, fragmento
de comportamiento
arenoso.
Se deshace o escurre. El
tiempo de sostén puede ser
muy breve.
Las cargas se disipan sobre el
revestimiento, escurren y disgregan
si el material no esta confinado.
Calcita porosa o en
hojuelas yeso
Condiciones favorables Pueden disolverse, causando
inestabilidad en el macizo rocoso.
TABLA N° 05
ENSAYO DE INDICE MANUAL SOBRE LA RESISTENCIA DEL MATERIAL
ROCOSO (ISRM – 1978)
- 64 -

GRADO DESCRIPCION IDENTIFICACION
RANGO APROX. DE
RESISTENCIA A LA
COMPRENSIÓN
UNIAXIAL. (MPa)
R0
Roca
extremadamente
débil
Roca endentado por la uña del
dedo pulgar
0.25 – 1.0
R1 Roca muy débil
Se desmorona bajo golpes firmes
con las punta del martillo de
geólogo, puede ser pelado o
descarrillado por un cuchillo de
bolsillo
1.0 – 5.0
R2 Roca débil
Puede ser descarrillado por un
cuchillo de bolsillo con dificultad,
endentado poco profundas, se
forman por golpes firmes con la
punta del martillo
5.0 – 25.0
R3
Roca de
resistencia media
o
moderadamente
resistente.
No puede ser raspado o
descortezado con un cuchillo de
bolsillo, el espécimen puede ser
fracturado con simple golpe firme
del martillo geológico
25 – 50
R4 Roca resistente
El espécimen requiere mas de un
golpe del martillo geológico para
fracturarlo
50 – 100
R5
Roca muy
resistente
El espécimen requiere muchos
golpes del martillo geológico para
fracturarlo.
100 – 250
R6
Roca
extremadamente
resistente
El espécimen puede ser
solamente descascarado con el
martillo geológico.
> 250
TABLA N° 06
CLASIFICACION DE LOS PARÁMETROS INDIVIDUALES EMPLEADOS EN EL
ÍNDICE DE CALIDAD DE TÚNELES ÍNDICE. “ Q “
- 65 -

DESCRIPCION VALOR NOTAS
1. ICE DE CALIDAD DE ROCA.
A. Muy mala
B. Mala
C. Regular
D. Buena
E. Excelente
RQD
0 – 25
25 – 30
50 – 75
75 – 90
90 - 100
1.- Donde RQD se reporta o es medio
como siendo (10 inclusive 0), se le otorga
un valor nominal de 10 aplicable a “ Q “.
2.- Intervalos de 5 para RQD o sea 100,
95, 90, etc. Son suficiente preciosos.
2. NUMEROS DE SISTEMAS DE
FISURAS
A. Masivo, sin o con pocas
fisuras.
B. Un sistema de fisuras
C. Un sistema de fisuras + una
aislada
D. Dos sistemas de fisuras
E. Dos sistemas de fisuras + una
aislada
F. Tres sistemas de fisuras
G. Tres sistemas de
H. fisuras + una aislada
I. Cuatro o mas sistemas de
fisuras, figuración intensa , etc.
Jn
0.5 – 1.0
2
3
4
6
9
12
15
20
1.- Para cruces en túneles utilizar (3XJn).
2.- Para portales utilizar (2xJn).
3. NUMERO DE RUGOSIDAD DE LAS
FIGURAS.
a) Contactos en las paredes.
b) Contacto en las paredes antes
de un cizazeo de 10 cm.
A. Fisura sin continuidad.
B. Rigorosas o irregulares,
corrugadas.
C. Suaves, corrugación suave.
D. Reliz de falla, o superficie de
fricción ondulaciones.
E. Rigorosas o irregulares pero
planas.
F. Lisas y planas.
G. Reliz de falla o superficie de
fricción plano
c) Sin contacto de roca después de
un cizazeo de 10 cm.
H. Zona que contienen minerales
arcillosos de espesor suficientes
para impedir el contacto de
paredes.
Jr
4
3
2
1.5
1.8
1.10
0.5
1.0
1.0
1.- Añade 1.0 si el espaciamiento medio
del sistema de juntas es mayor de 3m.
2.- Jr = 0.5 se puede usar para fisuras de
fricción planas y que tengan alineaciones
con la condición de que estas estén
orientadas para resistencia mínima.
- 66 -

I. Zona arenosa, de grava o
roca.
Triturada de espesor suficiente para
impedir el contacto de paredes.
4. NUMERO DE ALTERACIÓN DE
JUNTAS
a) Contactos en las paredes.
A. Relleno soldado, duro
inablandable.
B. Paredes inalteradas, solo con
manchas de superficie.
C. Paredes ligeramente alteradas, con
recubrimiento de minerales
inablandable, partículas arenosas,
roca triturada sin arcilla.
D. Recubrimiento limoso o areno –
arcilloso, pequeñas partículas de
arcilla (inablandable).
E. Recubrimiento ablandables o con
arcilla de baja fricción o sea kaolinica
o mica, también clorita, talco, yeso y
grafito, etc. y pequeñas cantidades
de arcillas expansivas (recubrimiento
sin continuidad de 1 – 2 mm. De
espesor o menos).
b) Contactos en las paredes antes
de un cizalleo de 10 cm.
F. Partículas arenosas, roca
desintegrada sin arcilla, etc.
G. Relleno de minerales arcillosos
muy consolidados e inablandables
(continuos, < 5mm. de espesor).
H. Relleno de minerales arcillosos de
consolidación media o baja
(continuos, < 5mm. de espesor).
I. Relleno de arcillas expansivas, o
sea montaorillonita (continuos,< 5
mm. de espesor). El valor Ja
depende del porcentaje de partículas
expansivas y del acceso al agua.
c) Sin contacto de las paredes del
cizazeo.
J. Zonas y capas de roca y arcilla
desintegrada.
K. Trituradora (véase en G,H y J)
Ja
0.75
1.0
(25 – 35°)
2.0
(25° – 30°)
3.0
(20° – 25°)
4.0
(8° – 16°)
4.0
(25° – 30°)
6.0
(16° – 24°)
8.0
(12° – 16°)
0.8° – 12.0
(6° – 12°)
6.0
8.0
0r aproximado.
1.- Los valores de Or el ángulo de fricción
residual, se indican como guía
aproximada de las propiedades
mineralógica de los productos de
alteración, si es que están presentes.
- 67 -

L. para condiciones de arcilla
M. zonas o capas de arcilla limosa o
arenosa, pequeñas fracciones de
arcilla (inablandable).
N. Zonas o capas gruesas de arcilla
(véase, G, H y J para las
condiciones de la arcilla)
0.8° – 12.0
(6° – 24°)
5.0
10.0 – 13
13.0 – 20
(6° – 24°)
5. FACTOR DE REDUCCION POR
AGUA EN LAS FISURAS.
A. Excavación seca o poca
inflictración o sea < 5 / mínimo
localmente.
B. Inflictración a presión
mediana con lavado ocasional de
los rellenos.
C. Gran inflictración o
presión altas en roca competente
con junta sin relleno.
D. Gran infilctración a
presión alta lavado importante de
los rellenos.
E. Inflictración o presión
excepcionalmente altas con las
Jw
1.0 < 1.0
0 .66 1.0 – 2.5
0.50 2.5 – 10
0.33 2.5 – 10
0.2 – 0. 1 >10
1.- Los factores C a F son estimaciones
aproximadas aumenta Jw si se instalan
drenes.
2.- Los problemas especiales causados
por la presencia de hielo no se toman en
consideración.
6. FACTOR DE REDUCCION DE
ESFUERZOS.
a. Zona de debilidad que
intersecan la excavación y que
pueden ser la causa de que el
macizo se desestabilicen cuando
se construye el túnel.
A. Múltiples zonas de debilidad que
contengan arcilla o roca
químicamente desintegrada, roca
circundante muy suelta (cualquier
profundidad)
B. Zona de debilidad aislada que
químicamente desintegrada
(profundidad de excavación > 50 m.
C. Zonas de debilidad aisladas que
químicamente desintegrada
(profundidad de excavación > 50
m.).
D. Múltiples zonas de fracturas en
rocas competente (Sin arcilla), roca
circundante suelta (cualquier
SRF
10.0
5.0
2.5
7.5
1.- Redúzcanse estos valores SRF de 25
– 50 % si las zonas de fracturas solo
interesan pero no cruzan la excavación.
2.- Para un campo virgen de esfuerzos
fuertemente anisotropito (si se mide)
cuando 5 < = 01 / r < = 10 redúzcase rC a
- 68 -

profundidad).
E. Zonas de fracturas aisladas en
roca competente (Sin arcilla),
profundidad de la excavación < 50
m).
F. Zonas de fracturas aisladas en roca
competente (Sin arcilla) profundidad
de la excavación > 50 m).
G. Fisuras abiertas sueltas, fisuras
intensas (cualquier profundidad).
b) Roca competente, problemas
de esfuerzos.
rC/r ot/01
H. Esfuerzo bajo, cerca de superficie.
> 200 >13
I. Esfuerzos medianos.
200 – 10 13 – 0.6
J. Esfuerzos grandes, estructuras
muy cenadas (generalmente
favorable para la estabilidad puede
ser desfavorable) las estabilidad de
las tablas.
10.5 0.66 – 0.33
K. Desprendido moderado de la roca
(roca masiva).
5 – 2.5 0.33 – 0.16
L. Desprendido intenso de la roca
(roca masiva )
< 2.5 < 0.16
c) Roca comprensiva, flujo plástico
de roca incompetente bajo la
influencia de presiones altas de
roca.
M. Presiones comprensivas
moderadas.
N. Presiones moderadas altas
d) Roca expansiva, acción química
expansiva dependiendo de la
presencia del agua.
O. Presiones expansivas moderadas.
P. Presiones expansivas altas
5.0
2.5
5.0
SRF
2.5
1.0
0.5 – 2
5 – 10
10 – 20
SRF
5 – 10
10 – 20
5 – 10
10 – 20
0.8 rC y ot a 0.8 ot. Cuando 01/03 > 10
redúzcase rC y ot a 0.6 rC y ot donde rC
= Fuerza comprensiva no confinada, y ot
= fuerza de tensión (carga puntual) y 01 y
03 son las fuerzas mayores y menores
principales.
3.- Hay poco cosas reportados donde el
techo debajo de la superficie sea menor
que el ancho del claro. Se a sugiere que
el SRF sea aumentado de 2.5 a 5 para
estos casos (vea H)
- 69 -

TABLA N° 07
CLASIFICACION GEOMECÁNICA DE MACIZOS ROCOSOS – ÍNDICE “ RMR ”
A) Clasificación de los parámetros y su evaluación.
PARÁMETROS ESCALA DE VALORES
1
RESISTEN
CIA DE LA
ROCA
INALTERA
DA
ÍNDICE DE LA CARGA DE
PUNTA
> 8 Mpa 4 – 10 Mpa 2 – 4 Mpa 1 – 2 Mpa
PARA ESTA ESCALA
TAN BAJA SE
PREFIERE LA
PRUEBA DE LA
RESISTENCIA A LA
COMPRENSIÓN
UNIAXIAL.
RESISTENCIA A
COMPRENSIÓN UN AXIAL
> 250 MPa. 100 – 250 MPa 50 – 100 MPa. 25 – 50 MPa.
5 – 25
MPa.
1 – 5
MPa
< 1
MPa
VALUACION 15 12 7 4 2 1 0
2
RQD 90 - 100 % 75 – 90 % 50 – 75 % 25 – 50 % < 25 %
VALUACIÓN 20 17 13 8 3
3
ESPACIAMIENTO DE JUNTAS > 2 m. 0.6 – 2 m. 0 – 60 cm. 6 – 20 cm. < 6 cm.
4
ESTADO DE LAS FISURAS
Superficie muy
rugosa, sin
continuidad, sin
separación, paredes
de roca dura.
Superficies algo
rugosas,
separación < 1
mm. paredes de
roca dura.
Superficie algo
rugosa,
separación <
1 mm. paredes
de roca suave.
Superficie pulida o
relleno < 5 mm.
espesor o fisuras
abiertas 1 – 5 mm.
fisuras continuas
Relleno blando < 5 mm.
o fisuras, abiertas < 5
mm. fisuras continuas.
VALUACIÓN 30 25 20 10 0
5
AGUAS
SUB
TERRANEAS
CANTIDAD DE INFILTRACIÓN
LONG. 10 m. DEL TÚNEL
NINGUNA < 10 Lts./min. 10 – 25 Lts./min. 25 – 125 Lts./min > 125 Lts./min.
PRECIÓN DE AGUA EN LA
FISURA RELACION
ESFUERZO PRINCIPAL
MAYOR
CERO 0 – 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 > 0.5
SITUACIÓN GENERAL
TOTALMENTE
SECO
LIGERAMENTE
HÚMEDO
HÚMEDO
LIGERA PRESIÓN
DE AGUA
SERIOS PROBLEMAS
DE AGUA
- 70 -

B) AJUSTES EN LA VALUACIÓN POR ORIENTACIÓN DE FISURAS.
RUNBO PERPENDICULAR AL EJE DEL TÚNEL
RUNBO PARALELO AL EJE DEL
TÚNEL ECHADO 0.20°
IDEPENDIENTE
DEL RUMBO
PENETRACIÓN EN EL SENTIDO
PENETRACIÓN CONTRA EL
RUMBO
ECHADO
45° – 90°
ECHADO
20° – 45°
ECHADO
45° – 90°
ECHADO
20° – 45°
ECHADO
45° – 90°
ECHADO
20° – 45°
MUY
FABORABLE
FABORABLE REGULAR DESFAVORABLE
MUY
DESFAVORABLE
REGULAR DESFAVORABLE
ORIENTACIÓN DEL RUMBO Y
ECHADO DE LA FISURA
MUY
FAVORABLE
FAVORABLE REGULAR DESFAVORABLE
MUY
DESFAVORABLE
VALUACIÓN
TÚNELES 0 -2 -5 -10 -12
CIMENTACIONES 0 -7 -7 -15 -25
TALUDES 0 -25 -25 -50 -60
C) SIGNIFICADO DE LA CLASIFICACIÓN DEL MACIZO ROCOSO PARA SOSTENIMIENTO
CLASIFICACIÓN N° I II III IV V
TIEMPO MEDIO DE
SOSTENIMIENTO
10 AÑOS PARA
CLARO DE 15 m.
6 MESES PARA
CLARO DE 8 m.
1 SEMANA PARA
CLARO DE 5m.
10 HORAS PARA
CLARO DE 2 – 5 m.
30 MINUTOS PARA
CLARO DE 2 m.
COHESIÓN DE LA
ROCA, ÁNGULO DE
FRICCIÓN DE LA
ROCA
> 400 Kg. Pa.
> 45°
300 – 400 Kg. Pa.
35° – 45°
200 – 300Kg. Pa. 25°
– 35°
100 – 200 Kg. Pa.
15° – 25°
< 100 Kg. Pa.
< 15°
- 71 -

TABLA N° 08
CLASES DE ESTALLIDO SEGÚN RUSSENES (1974)
CLASES DE
ESTALLIDO
DESCRIPCIÓN
PROGRECIVAS EN
EL TÚNEL
0
ROCA NO EXPLOCIVA
No hay problema de actividad en
el macizo causados por esfuerzos.
No hay ruido en la roca
Resto del túnel
1
BAJA ACTIVIDAD
Algunas tendencias al estallido y
relajamientos en la roca. Ligero
ruido en la roca.
1 + 200 – 1 + 510
1 + 630 – 1 + 780
2 + 320 – 2 + 160
2
MODERADA ACTIVIDAD
Considerable lajeo y relajamiento
de la roca. Con el tiempo,
tendencia a producirse
deformaciones en la periferia de
excavación fuerte ruido y estallido
de la roca.
0 + 307 – 0 + 600
0 + 830 – 1 + 160
3
ALTA ACTIVIDAD
Severa caída de rocas, en la
bóveda y hastíales
inmediatamente después de la
voladura. lajeo y chasquido en el
piso o posibles empujes en este.
Considerables deformaciones en
la periferia. En el macizo se oyen
sonidos fuertes como un cañonazo
0 + 600 – 0 + 830
TABLA N° 09
72

FORMAS DE SECCION EN EXCABACIONES SUBTERRANEAS QUE VARIA
CON LAS DIFERENTES INTENCIDADES Y DERECCIÓN DE LOS
ESFUERZOS PRINCIPALES, USANDO ESTOS SON NORMALES A LA
DIRECCIÓN DEL EJE DE EXCAVACIONES.
INTENCIDAD DE
ESFUERZO
PRINCIPAL
DIRECCION DE ESFUERZOS PRINCIPALES
VERTICAL HORIZONTAL INCLINADO
MODERADO
Distribución igual
de los esfuerzos
para evitar
problemas de
estabilidad local. Las paredes altas
deben tener curvas
para evitar esfuerzos
Las paredes altas
pueden ser rectas.
Perfil asimétrico a lo
largo de esfuerzos
anisotrópicos.
ALTA
Concentración de
esfuerzos para
reducir el área de
inestabilidad y el
costo de
sostenimiento.
Se deben reducir las
paredes altas.
El arco de la bóveda
debe ser en punta.
Perfil asimétrico con
curva en la pared
TABLA N° 10
73
Pernos

TIPO DE SOSTENIMIENTO PARA MACIZOS ROCOSOS DE CALIDAD
EXCELENTE EXTREMADAMENTE BUENA, MUY BUENA Y BUENA (para Q
entre 1000 y 10)
Categoría
soporte
Q RQD/Jn Jr/Ja
De
(m)
P
k/cm2
De
(m)
Tipo de soporte observaciones
1º
2º
3º
4º
1000 – 400
1000 – 400
1000 – 400
1000 – 400
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
<0.1
<0.1
<0.1
<0.1
20 – 40
30 – 60
46 – 80
65 – 100
Sb (utg)
Sb (utg)
Sb (utg)
Sb (utg)
-
-
-
-
5º
6º
7º
8º
1000 – 400
1000 – 400
1000 – 400
1000 – 400
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
0.05
0.05
0.05
0.05
12 – 30
19 – 45
30 – 65
48 – 88
Sb (utg)
Sb (utg)
Sb (utg)
Sb (utg)
-
-
-
-
9º
10º
11º
12º
100 – 40
100 – 40
100 – 40
100 – 40
>=20
<20
>=30
<30
>=30
<30
>=30
<30
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
0.25
0.25
0.25
0.25
8.5 – 19
14 – 30
23 – 48
40 – 72
Sb (utg)
B (utg) 2,5 – 3m.
B (utg) 2 – 3m.
B (utg) 1.5 – 3m.
+ clm
B (tg) 2 – 3m.
B (tg) 1.5 – 2m.
+ clm
B (tg) 2 – 3m.
B (tg) 1.5 – 2m.
+ clm
-
-
-
-
-
-
-
-
13
14
15
16
Ver
nota:
x11
40 – 10
40 – 10
40 – 10
40 – 10
>=10
>=10
<10
<10
>=10
<10
-
>=10
<=10
>=15
<=15
>=1.5
<=1.5
<1.5
<1.5
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
>=1.5
>=1.5
<1.5
-
-
-
-
0.5
0.5
0.5
0.5
5 – 14
9 – 23
15 – 40
30 - 65
Sb (utg)
B (utg) 1.5 – 2m.
B (utg) 1.5 – 2m.
B (utg) 1.5 – 3m.
+S 2 – 3 m.
B (tg) 1.5 – 2m.
+ clm
B (tg) 1.5 – 2m.
+S (mr) 5 – 10m.
B (utg) 1.5 – 2m.
+ clm
B (tg) 1.5 – 2m.
+ clm
B (tg) 1.5 – 2m.
+S (mr) 5 – 10cm.
B (tg) 1.5 – 2m.
+ clm
B (tg) 1.5 – 2m.
+S (mr) 5 – 10cm.
I
I
I
I
I,II
I,II
I,III
I,II,IV
I,II,IV
I,V,VI
I,V,VI
TABLA N° 10B
74

TIPOS DE SOSTENIMIENTO PARA MACIZOS ROCOSOS DE CALIDAD REGULAR
Y MALA (Para Q entre 10 y 1)
Categoría
soporte
Q RQD/Jn Jr/Ja
De
(m)
P
k/cm2
De
(m)
17
18
19
20
Ver nota:
x 11
10 – 4
10 – 4
10 – 4
10 – 4
> 30
>= 10.< =10
< 10
< 10
> 5
> 5
< = 5
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 6 m
< 6 m
> = 10
< 10
> = 10
<10
> = 20
< 20
> = 35
< 35
1.0
1.0
1.0
1.0
3.5 – 9
7 – 15
12 – 29
24 – 52
Sb (utg)
B (utg) 1.5 – 2m.
B (utg) 1.5 – 2m.
+S 2 – 3 m.
S 2 – 3 cm
B (tg) 1 – 1.5m.
+ clm
B (utg) 1 – 1.5m.
+ clm
B (utg) 1 – 1.5m.
+S 2 – 3 cm.
B (utg) 1 – 1.5m.
+S 2 – 3 cm.
B (tg) 1 – 2m.
+S(mr)10 – 15 cm.
B (tg) 1 – 1.5m.
+S(mr)5 – 10 cm
B (tg) 1 – 2 m.
+ B (mr)20–25 cm.
B (tg) 1 – 2 m.
+S(mr)10 – 20 cm
I
I
I
I
I.III
I
I.III
I
I.II.IV
I.II
I.V.VI
I.II.IV
21
22
23
24
Ver nota:
x 11
4 – 1
4 – 1
4 – 1
4 – 1
> = 12.5
< 12.5
> 10, < 30
< = 10
<30
> = 30
-
-
-
< = 0.75
< = 0.75
> 0.75
> 10
> 10
< = 1.0
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 15m
< = 15m
> = 30m
< 30m
1.5
1.5
1.5
1.5
2.1 – 6.5
4.5 – 11.5
8 – 24
18 – 4
B (utg) 1m.
+ B 2 – 3 cm.
B 2.5 – 5 cm.
B (otg) 1m.
B (utg)1 m. + clm
S 2.5 – 7.5 cm.
B (urg) 1 m.
+S(mr)2.5 – 5 cm.
B (utg) 1m.
B (tg) 1–1.5 m.
+S(mr)10 – 15 cm.
B (utg) 1–1.5 m.
+S(mr)5 – 10 m.
B(tg) 1–1.5 m.
+S(mr)15 – 30 cm.
B (tg) 1–1.5 m.
+B(mr)10 – 15 cm.
I
I
I
I
I
I
I
I.II.IV
VII
I
I.V.VI
I.II.IV
TABLA N° 10C
75

TIPOS DE SOSTENIMIENTO PARA MASIZOS ROCOSOS DE CALIDAD MUY
MALA (Para Q entre 1 y 0.1)
Categoría
soporte
Q RQD/Jn Jr/Ja
De
(m)
P
k/cm2
De
(m)
25
26
27
28
Ver nota:
x 11
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
> 10
< =10
-
-
-
-
-
-
0.5
0.5
< = 0.5
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> 12 m.
< 12 m.
> 12 m.
< 12 m.
> = 30 m
> = 20. < 30
< 20 cm
2.25
2.25
2.25
2.25
1.5 – 1.2
3.3 – 7.5
6 – 18
18 – 38
B(utg) 1m + s(mr)
B(utg) 1m + s (rm) 5 cm
B(utg) 1m + s (rm) 5 cm
B(tg) 1 m
+ S(mr) 5 – 7.5 cm
B(utg)1m + S2.5 – 5 cm
B (tg) 1m.
S(mr) 7.5 – 10 cm
B (utg)1m
+ S (mr) 5 – 7.5 cm.
CCA 20 – 10 cm
+ B (tg)1 m.
S (mr) 10 – 20 cm
+ B(tg) 1m.
B(tg) 1 m.
+ S (mr) 30 – 10 cm
B(tg) 1m.
+ S (mr) 20 – 30 cm
B(tg) 1m.
+S(mr) 15 – 20 cm.
CCA (Smr) 30 – 100 m.
+ B (tg) 1m
I
I
I
VIII.I.II
I.II
I.II
I.II
VIII.I.II
VIII.I.II
I.IV.V.II
I.II.IV.II
I.II
IV.VIII.I.II
29
30
31
32
Ver nota:
x 11
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
1.0 - 0.4
> 5
< = 5
-
> = 5
< 5
-
- 4
< = 4> -1.5
< 1.5
-
-
-
-
> 0.25
0.25
< = 0.25
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 20m
< 20m
3.0
3.0
3.0
3.0
1.0 – 3.1
2.2 – 6
4 – 14.5
11 - 34
B(utg) 1m + S 2-3 cm
B(utg) 1m + S (mr) 5cm
B(utg) 1m + S (mr) 5cm
B(tg) 1m + S 2.5-5 cm
S(mr)5 – 7.5 cm.
B (tg) 1m.
+S(mr) 5 – 7.5 cm.
B (utg) 1 m.
+S(mr)7.5 – 25 cm.
S(mr)7.5 – 25 cm.
CCA 20 – 10 cm
+B (tg) 1 m.
CCA (Sr) 30 - 50cm
+B (tg) 1 m.
B (utg) 1 m.
+S(mr) 40 – 60 cm.
B (utg) 1 m.
+S(mr) 20 – 40 cm.
CCA (Sr) 40 – 120 cm
B (tg) 1 m.
-
-
-
II
II
VIII.I.II
II
II
II
VIII.I.II
II.IV.II
III.IV.II
IV.VIII.I.II
TABLA N° 10D
76

TIPOS DE SOSTENIMIENTO PARA MASIZOS ROCOSOS DE CALIDAD
EXTREMADAMENTE MALA (Para Q entre 0.1 y 0.001)
Categoría
soporte
Q RQD/Jn Jr/Ja
De
(m)
P
k/cm2
De
(m)
33
34
35
Ver nota:
x 11
0.1 – 0.001
0.1 – 0.001
0.1 – 0.001
> = 2
< 2
-
> = 2
< 2
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 0.25
> = 0.25
< 0.25
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 15 m.
> = 15 m.
< 15 m.
6
6
6
1.0 – 3.9
2.0 – 11
6.5 – 28
B(tg) 1m
+ S(mr) 2.5 – 5 m.
S(mr) 5 – 10 cm.
S(mr) 7.5 – 15 cm.
B (tg) 1 m.
+ S(mr) 17.5 – 15 cm.
S(mr) 17.5 – 15 cm.
S(mr) 15 – 25 cm.
CCA (Sr)20 – 60 cm
+ B (tg) 1 m.
+B (tg) 1 m.
+S(mr) 130 – 100 cm.
CCA (Sr) 60 – 200 cm
+ B(tg) 1 m.
B(tg) 1 m.
+S(mr) 20 – 70 cm.
II
II
VIII.I
II
II
II
VIII.I.II
II
VII.I.II
II.III
36
37
38
Ver nota:
x 11
0.01-0.001
0.01-0.001
0.01-0.001
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
-
> = 10m
> = 10m
< = 10m
< = 10m
12
12
12
1.0 – 2.0
1.0 – 6.5
4.0 - 20
S(mr)10 – 20 cm.
S(mr)10 – 20 cm.
+ B(tg) 0.5 – 1.0 cm
S(mr)20 – 60 cm.
S(mr)20 – 60 cm.
+ B (tg) 0.5 – 1.0 cm.
CCA (Sr) 100 – 300 cm
CCA (Sr) 100 – 300 cm
+B (tg) 1 m.
+S(mr) 70 – 200 cm.
+S(mr) 70 – 200 cm.
+ B (tg) 1 m.
II
VIII.I.II
II
VIII.I.II
II
VIII.I.II
II
VIII.I.II
LEYENDA
77

Sb = Anclajes (pernos) puntuales.
B = Anclajes sistematicos.
(Utg) = Anclajes no tensados, con inyeccion.
(Tg) = Anclajes tensados.
S = Concreto lanzado (shotcrete).
(mr) = Malla reforzada.
Clm = Malla de tipo ”cadena”.
CCA = Anillo de hormigon, concreto colocado.
(Sr) = Armado con acero.
Estimaciones de soporte. Los casos disponibles son insuficientes para la
estimación de soporte requerido. El tipo de soporte que ha de usarse para las
categorías: 1 a 8 dependerán de la técnica de voladura. Mediante voladura
controlada se Puede hacer innecesario el empleo de soporte, en cambio,
voladura sin control puede obligar la aplicación de concreto lanzado,
especialmente donde la altura de excavación sea mayor de 25m.
OBSERVACIONES
• Separación de pernos, en metros.
• Espesor del hormigón, en centímetro.
• Ver notas complementarias a las tablas 10A, 10B, 10C y 10D.
NOTAS COMPLEMENTARIAS A LAS TABLAS 10A, 10B, 10C Y 10D.
78

I.- En los casos serios de estallidos de roca, se utilizan pernos tensados con
placa de reten grandes y espaciamiento aproximado de 1m. (a veces
0.80m.) se instala el refuerzo final cuando hayan cesado los estallidos.
II.- Se usan a veces diferentes longitudes de pernos en la misma excavación:
3, 5 y 7m.
III.- Se emplea diferentes longitudes de pernos en la misma excavación: 2, 3 y
4m.
IV.- Se utilizan a veces cables tensados para complementar la presión de
soporte de las anclas. Separación típica de 2, 4m.
V.- Se usan a menudo diferentes longitudes de pernos en la misma
excavación: 6, 8 y 10m.
VI.- A veces se emplea cables tensados para complementar las presiones de
soporte de las anclas. Separación típica de 4 y 6m.
VII.- En algunas cavernas hidroeléctricas se han utilizado anclajes en forma
sistemática u ocasional en el techo, malla metálica y arco de hormigón de
25 a 40cm. Como sostenimiento definitivo.
VIII.- En los casos que se manifiesta expansividad del macizo (presencia de
Montmorillanita y agua) es importante, dejar una cámara de expansión
entre el macizo y el sostenimiento. Se drenara todo lo que sea posible.
IX.- Casos que implica arcillas expansivas o roca alterada que fluye.
X.- En rocas con compartimiento visco-plástico, generalmente se coloca
sostenimiento rígido pesado como soporte definitivo.
79

XI.- Según los autores, en los casos de expansión o fluidez, el refuerzo que se
necesita antes del colocado de los arcos de concreto /o de shotcrete,
pueden consistir en anclas si el valor de RQD/Jn >5 y posiblemente
combinado con concreto lanzado. Si el macizo rocoso esta tensamente
figurado, triturado y alterado (RQD/Jn <1.5) el refuerzo provisional puede
consistir en varias aplicaciones de concreto lanzado. Después de colocar
el arco de concreto se podrá instalar anclas de forma sistemática para
reducir las capas desiguales sobre el concreto, pero no pueden ser
efectivas cuando RQD/Jn < 1.5 o cuando hay mucha arcilla; a menos que
a las anclas se les inyecte lechada de cemento antes de tensarlas. En
estos macizos rocosos también se podrán usar anclas fijadas con resina
de fragua rápido. En los casos graves de fluidez o expansión de la roca,
puede se necesario colocar los arcos de concreto hasta en el frente, con
el posible uso de un obturador provisional. También en estos casos podrá
ser necesario que se le de refuerzo provisional al frente de trabajo.
XII.- Por razones de seguridad, la excavación se hará en varias etapas.
Categorías 16, 20, 24, 32 y 35 solo para: claro / ESR >15m.
XIII.- En casos de macizos con compartimiento visco plástico, B la excavación
se hará en varias etapas, para sostener: bóvedas, hastíales y pisos; en
forma sucesiva. Categoría 3B solo para: claro/ESR>10m.
80

TABLA Nº 11
VALORES DE ESR PARA DISTINTOS TIPOS DE EXCAVACION
TIPO DE EXCAVACION ESR
Nº
CASOS
A.- Minas abiertas temporales, etc. ca. 3-5? (2)
B.- Galerías verticales: 1) sección circular.
2) sección rectangular o circular
Ca. 2,5?
Ca. 2,5?
(0)
(0)
C.- Minas abiertas permanentemente, túneles
hidroeléctricos, túneles pilotos y galerías de avance
para grandes excavaciones
1.6 (83)
D.-Cavernas de almacenamiento, plantas de tratamiento de
aguas, túneles pequeños de carreteras y ferrocarril,
túneles de acceso, etc.
1.3 (25)
E.- Centrales eléctricas subterráneas, túneles grandes de
carretera y ferrocarril, cavernas de defensa civil,
boquillas, intersecciones.
1.0 (79)
F.- Centrales nucleares subterráneas, estaciones de
ferrocarril, pabellones deportivos y de servicios, etc. Ca. 0.8? (2)
3. RENDIMIENTO POR VIA SECA
2.1 Definición
81

El proceso para determinar los rendimientos es largo y complicado, por
que se realiza en diferentes tipos de rocas, y alas ves en diferentes
técnicas para cortar la roca, la cual se puede contemplar diferentes
porcentajes de oquedades, ya que cada labor es un análisis
independiente, aislado, pero que se recogen de forma indirecta
experiencias empíricas fruto de las practicas, la cual se observa que
los rendimientos varían de una labor a otra en las diferentes minas del
Perú y el mundo.
En las excavaciones subterráneas se utiliza cada vez más el mortero y
el concreto por aplicación neumática conocido como concreto
lanzado.
Los rendimientos forman parte integral del programa de operación,
selección de los materiales y de equipo, así como el entrenamiento de
operadores. El concreto que se lanza al final de las pruebas que se
hacen antes de la construcción será probablemente mucho mejor que
el mismo concreto que se lanza al comienzo.
82

3.2. Desarrollo del rendimiento del concreto lanzado
3.2.1. Principios Básicos
A. Concreto lanzado
Material que se coloca y compacta mediante impulsión
neumática, proyectándose a gran velocidad sobre una
superficie plana.
La función principal del concreto lanzado (shotcrete) es
inmovilizar los movimientos de roca inherentes al proceso de
excavaciones subterráneas.
B. Características del concreto Lanzado
 Más denso que un concreto normal.
 Relación A/C es menor.
 Resistencia mecánica similar.
 Menor permeabilidad.
 Buena resistencia al ataque químico, a la abrasión y al
desgaste.
 Gran adherencia al sustrato.
 Fácil colocación y rendimiento de aplicación.
 No requiere de formaletas o encofrados.
C. Propiedades del concreto lanzado
83

 Estructura interna consta de agregados más finos y
mayor cuantía de cemento.
 Poros capilares se distribuyen uniformemente.
 La proyección forma poros aislados que mejoran
resistencia a congelamiento y deshielo.
 Colocación por capas.
 Continuidad de fisura (adherencia mecánica).
 Excelente adherencia a soporte (limpio y saturado con
superficie seca).
 Baja permeabilidad y baja absorción.
 Mayor contracción por secado en razón a la altura
cuantía del cemento.
D. Shotcrete por proceso seco (ventajas)
 Se facilitan ciertas condiciones de aplicación
(filtraciones).
 Permite baja relación A/C.
 Maquinarias mas económicas.
 Mayor energía de compactación.
 Mayor densidad de mezcla colocada.
84

E. Shotcrete por Proceso Seco(desventajas)
 Mayor generación de polvo.
 Mayor porcentaje de rebote.
 Condiciones de aplicación ambientalmente
inconvenientes.
 Exige mayor experiencia en mano de obra.
F. Sugerencia de Operación
 Calidad depende de la destreza del operador.
 El flujo del concreto debe ser continuo (podrían
presentarse sobre dosificaciones o deficiencias de
aditivos o agua cuando se bombea en vació).
 El flujo del aire debe ser continuo (no debe existir
oscilaciones).
 La distancia de la boquilla al sitio debe estar entre 0.50m.
a 1.50m.
 Cuando la estructura es forzada, se acercara más la
boquilla para evitar sombras tras la armadura.
 Las varillas no deberán colocarse una tras otra
(alternadas).
85

 Cuando se lanza por capas se retira el rebote y se dejara
superficie plana.
 La inclinación de la boquilla para el concreto lanzado
debe ser perpendicular.
3.2.2. Principios Teóricos
A. Volumen de Rebote
 El rebote esta formado por los componentes que no se
adhieren a la superficie en tratamiento, existen muchos
fundamentos teóricos y prácticos para su evaluación, pero
en cualquier caso, el porcentaje de rebote depende de:
Relación agua/cemento
 Habilidad del operador.
 Proporción de la mezcla.
Granulometría de la mezcla
Eficiencia de la hidratación
 Árido grueso =mayor rebote.
 Presión del agua.
 Diseño de la boquilla o lancha.
Velocidad del Proyección
86

 Capacidad de presión de aire (de 6 Kg. /cm.2
).
 Diseño de boquilla o lancha
Angulo y distancia del impacto
 Limitación de accesos.
Densidad de la aplicación
 Especificaciones de obra.
 Dosificación del acelerante.
 1Habilidad del operador.
Bajo coniciones normales (pared lisa sin oquedades y una
presión optima) el material de rebote representa alrededor del
25% del volumen de la mezcla proyectada.
Formulas para hallar el Porcentaje de Rebote
 Porcentaje de variación o asentamiento por hidratación
Vst= volumen seco total.
Vht = volumen hidratado total.
87
% Variación de Volumen por hidratación = vst – Vht x 100
Vst

 volumen hidratado total
Asentamiento por hidratación = 21.5%
 Volumen de rebote
Vr = Volumen de rebote
Vrh = Volumen de rebote hidratado.
 %de rebote real
B. Volumen de Mermas
Es la mezcla seca que se pierde al momento del ingreso de la
mezcla a la tolva de la maquina de la aliva – esto es por efecto
de maniobra.
Vms = volumen de mermas en seco.
Vmh = volumen de mermas hidratada.
88
Vht = Vst (100% - 21.5%)
Vr = Vrh
% de rebote = Vrh x 100
Vht
Vmh = Vms (100% - 21.5 %)

C. Volumen del Concreto Colocado y Pegado
El volumen del concreto compacto y pegado no corresponde a
la diferencia entre el volumen de mezcla en seco y el del
material de rebote, pues la mezcla se compacta en el
momento del impacto contra la superficie de aplicación y
recibe el nombre de “factor de compactación”.
F.C. = factor de compactación
Vht = volumen de mezcla hidratado total.
D = desperdicios (% de rebote y mermas).
Vmcp = volumen de mezcla compacto y pegado
La compactación depende de varios parámetros, entre ellos el
surtido de los áridos y la velocidad de impacto del chorro, con
los áridos ordinariamente utilizado y con una presión de aire a
la entrada de la manguera de impulsión, de 6 Kg./cm.2, se
obtiene un factor de compactación del orden 1.35.
89
F.C. = Vht - %D
Vmc
p
Vmcp = Vht - %D
F.C
.

D. Volumen de Oquedades
Oquedades son todas las irregularidades y huecos fuertes del
arco de un túnel minero.
Voh = volumen de oquedades hidratada.
3.2.3. Laboratorio
ANALISIS DE RENDIMIENTO POR METRO CUBICO DE SHOTCRETE
LANZADO POR VIA SECA
FECHA : 22/07/06
ZONA : Norte
LUGAR : Cx 907
MINA : Milagros
1. DOSIFICACION DE MEZCLA
DESCRIPCION UNIDAD CANTIDAD
Volumen M3 2
Cemento bls 20
Agregado (arena para shotcrete) M3 2
Dramix Kg. 60
Gunitop L-22 Lt. 17
Calibrador 2" Unidad 22
2. DATOS DE CAMPO ANTES DEL LANZADO
Espeso de shotcrete = 2” Área a recubrir =22.103m2
90
SECCION ANCHO ALTURA LONGITUD PERIMETRO
1 3.37 2.20 1 7.24
2 3.74 2.10 1 7.25
3 3.80 2.14 1.10 6.90
LONG. MEDIDA 3.10 7.13
Vht = Vmcp + Voh + Vrh + Vmh
Voh = Vht – (Vmcp + Vrh + Vmh)

3. DATOS DE CAMPO DESPUES DEL LANZADO
Espeso de shotcrete = 2” Área recubrida = 14.20m2
4. ASENTAMIENTO 21.50%
5. RENDIMIENTO REAL DEL CONCRETOO LANZADO POR PROCESO
SECO EN MINA Y TUNEL
volumen
mezcla
seca
M3
Asentamiento
por
hidratación
%
Volumen
hidratado
M3
Volumen
de
rebote
%
Volumen
de
mermas
%
Volumen de
mezcla
compacta y
pegada
compacta M3
espesor
del
shotcrete
m.l.
Área a cubrir
oquedades
%
área
M2
2
21.50%
1.57
30.57% 7.64%
0.71 0.05
16.56%
14.2
0.43M3 0.48M3 0.12M3 0.26M3
91
SECCION ANCHO ALTURA LONGITUD PERIMETRO
1 3.30 2.15 1 7.11
2 3.67 2.05 1 7.10
3
LONG. MEDIDA 2 7.105
ESPECIFICACION V. SECO M3 V. HIDRATADO M3 PORCENTAJES %
MEZCLA 2 1.57 100
REBOTE 0.48 30.57
MERMA 0.12 7.64
VOLUMEN PEGADO Y
COMPACTADO
0.71 45.22
OQUEDADES 0.26 16.56

CAPITULO IV
TECNICA DE OPERACIÓN DEL CONCRETO LANZADO – VIA SECA
1.- Ley básica del sostenimiento Mecanizado
Decreto Supremo Nº 046 – 2001 E. M.
Articulo Nº 194: En labores que se tendrán abierta por un tiempo
considerable, llámese crucero, galería, cortada, rampa y túnel, podrá utilizar
como elemento de sostenimiento el lanzamiento del hormigón manteniendo
las características técnicas de resistencia ala comprensión simple, a al
tracción, a la flexo-tracción y adhesión.
Este tipo de sostenimiento puede ser combinado con pernos de roca, malla,
barras ranuradas de fricción, entre otros.
Reglamento Interno de Seguridad de C.M.H. – 2003
Articulo Nº 182: Todo este terreno inestable deberá ser inspeccionado. El
supervisor encargado del área deberá determinar el grado de peligro que
ofrece y el tipo de sostenimiento que requiere. Los trabajos de
sostenimiento deben ser oportunos y deberán ser ejecutados lo mas
próximo posible al frente de trabajo.
Articulo Nº 183: En túneles, rampas, cruceros y galerías, el sostenimiento
deberá ser duradero y resistente. En tajeos, el sostenimiento puede ser
temporal con el uso adecuado de pernos de roca, madera, etc. Hasta el
siguiente ciclo de rotura. El supervisor encargado del área es el responsable
93

de llevar a una altura de corte apropiado en las labores de explotación a su
cargo.
Todo terreno que no quede seguro después del desatado, deberá ser
sostenido.
El surpevisor indicara el medio de sostenimiento a utilizar, tales como:
cuadro de madera, cimbras, splitsets, pernos de roca, shotcret, etc.
Articulo Nº 188: Nunca pretenda sostener una roca suelta.
El riesgo es muy alto.
2.- Datos Técnicos
Dimensiones de la maquina Aliva 240.5
Largo = 1.20m.
Ancho = 0.70m.
Altura = 1.20m.
Peso = 280Kg.
Accionamiento
Motor eléctrico = motor con corriente alterna con jaula de ardilla, con bridas
según norma IEC – B5
Rendimiento = 2.2 – 2.6 kw.
Numero de revoluciones = 1.500 min./1 ó 1.680 min. A 440v.
Clase de protección = OP44.
94

Tensión = 440v./60Hz.
DATOS TECNICOS
CHORRO DE
ARENA
GUNITA
HORMIGON
PROYECTADO
con rotor de 1ts.r 1.20 3.20 5.60
Capacidad m3/h 0.75 2.00 3.40
tamaño de agregado
4(chorro de
arena) 8 8(max.15) 20
Consumo de aire
comprimido m 3
/min.
Motor eléctrico
4 5 6-8
Manguera de
transporte Ø mm
32/52 38/58 50/70
Pistola
Chorro de arena
Ø 10 Proyectar
en seco Ø
32/27-32/18
Proyectar en seco Ø
38/32 Proyectar
sem i-húmedo Ø
38/32
Proyectar en seco Ø
50/42 Proyectar
semi-húmedo Ø
50/42
Longitud mac. de
transporte en m.
150 150 300
Altura max. de
transporte en m.
60 75 100
3.- Presión de Aire y Agua
Aire:
Base de cálculo:
- Manguera limpia.
- Mínimo de curvas 50 x Ø interior nominal.
- Peso a granel aproximado 1,800 kg./m 3
.
- Superficie especifica max. 8,000 m 2
/ m 3
.
- Humedad de mezcla seca 5%.
95

- Altura sobre el mar 400 m.
- Velocidad de impacto de los áridos 90 – 120 m/s.
Ejemplo:
- Si 4 m 3
/h de mezcla seca tiene que ser transportados
120 m. Elegimos manguera Ø 50/70 mm.
I.- Consumo de aire comprimido = 9.8 m 3
/min.
II.- Resistencia de aire comprimido en vacío = 1.00 bar.
III.- Presión de transporte = 4.30 bar.
Agua:
- La presión mínima del agua en la tobera será = bar.
Distancia de
lanzado
(m)
Presión de
aire
(bar)
Velocidad de
impacto
(m/seg.)
Presión del
agua
(bar)
0.50 5.30 90 3.00
0.75 5.65 96 3.25
1.00 6.00 102 3.50
1.25 6.50 110 3.75
150 7.10 120 4.00
96

4.- Funciones defectuosas, Causas y acciones correctivas de la
maquina shotcretera.
FUNCIONAMIENT
O DEFECTUOSO
CAUS
AS
ACCIONES CORRECTIVAS
El motor no arranca Fusibles defectuoso
Contactadotes de
maniobra
defectuoso
Controlar, cuando sea
necesario reemplazar.
El motor marcha, el
rotor no gira
Engranaje dañado
Cuadro en el rotor
defectuoso
Revisión Reemplazar el
rotor.
Rotor no gira en el
sentido de la flecha
La fase no se
encuentran
conectadas
correctamente
Cambiar dos fases en el
enchufe
Motor de aire
comprimido helado
Agua de
condensación
Calentar el silenciador de
escape
Escape de aire
comprimido entre las
juntas y el rotor
Sujetador muy poco
apretado
Controlar el sujetador antes
de volver a tensar como
eliminar los materiales que se
hayan introducido entre la
junta y el rotor
Placas de sellado
inservible
Controlar las placas de
sellado. Si existieran algunas
ranuras, rectificar las placas
de sellado y reemplazarlas
cuando sea necesario.
Disco del rotor
gastados (o rotor)
Controlar los discos del rotor.
Cuando se encuentra una
ranuras rectificar el disco del
rotor y reemplazarlos cuando
sea necesario.
Obstrucción en el
rotor, cámara de
descarga, tubería de
transporte.
Tamaño demasiado
grande de los áridos
(agregados).
Cuando se atasca el tubo
flexible, es preciso parar el
rotor y cerrar la llave del aire
comprimido en la máquina.
Soltar el tubo flexible del
hormigón en la cámara de
salida, abrir la llave de aire
comprimido y soplar el rotor.
97

A continuación, controlar si el
tubo flexible del hormigón
tiene puntos duros, eliminar el
atascamiento dando unos
golpes con una madera y
vaciarlo. Volver a conectar el
tubo flexible a la cámara de
salida y soplar en su
totalidad. Cuando se trate de
distancia de impulsión
superior a 40 metros m. será
preciso vaciar cada uno de
los tubos de 20 m. por
separado
Rendimiento reducido Grado de humedad
de la mezcla seca es
superior al 5 %.
En caso de obstrucciones en
la cámara de descarga para
el rotor del aire comprimido,
soltar la manguera y liberar la
cámara de descarga
utilizando un cepillo, etc.
Colocar de nuevo el rotor de
manera flotante.
Presión demasiado
reducida del aire de
transporte
En caso de obstrucción e el
rotor, interrumpir la fuente de
potencia (electricidad, aire)
vaciar la tolva de llenado y el
tambor de dosificación.
Limpiar la cámara de rotor
utilizando para ello un cepillo,
etc.
Abertura de la
cámara del rotor o de
la cámara de
descarga reducida
por material que se
ha pegado
Ver obstrucciones.
La tolva de llenado
no esta llena
Llenar completamente la tolva
del llenado
La manguera da
golpes
Comienzo de una
obstrucción
Regular la presión de aire en
el grifo
.
Presión de aire Controlar el rendimiento del
98

demasiada reducida
para el transporte
comprensor
El agua se mezcla mal Presión de agua
demasiada reducida
Controlar la presión del
aguador lo menos 3 bares en
la boquilla.
Se encuentra
obstruido los orificios
de salida del agua en
la boquilla de
proyección.
Controlar y limpiar la pistola
de proyección, montar un
filtro para el agua.
Producción de polvo
en la boquilla de
proyección.
La adición de agua
no es suficiente.
Añadir mas agua.
El mortero proyectado
se escurre.
Se está añadiendo
una cantidad
excesiva de agua.
Añadir menos agua
Rebote demasiado
grande 10-15% en
superficie de
proyección vertical 10-
30% en la superficie
del techo.
Línea granulométrica
no apropiada.
Controlar la línea
granulométrica, adaptarla
cuando sea necesario.
Distancia demasiada
elevada entre la
boquilla de
proyección y la
superficie a
proyectar.
Reducir la distancia de la
tovera a 1 m.
Ángulo de
proyección no
vertical a la
superficie a
proyectar.
Corregir el ángulo de
proyección
99

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