diseño de tuneles y construccionen todo el ambito nacional

DISEÑO, CONSTRUCCIÓN Y
MANTENIMIENTO DE TÚNELES
Dr. HUMBERTO IVÁN PEHOVAZ ALVAREZ

2
Descripción básica del macizo rocoso
 Tipo de discontinuidad
 Orientación
 Espaciamiento
 Persistencia o continuidad (longitud de traza)
 Rugosidad
 Abertura
 Relleno
 Presencia de agua
 Número de familias
 Tamaño de bloques
 Alteración y meteorización
 Resistencia de roca intacta

3
Descripción básica del macizo rocoso

 Orientación
 Espaciamiento
 RQD
 Persistencia
 Rugosidad
 Abertura
 Relleno
Características estructurales de las rocas
4

Orientación
Buzamiento / Dirección de buzamiento
6

Espaciamiento
x
e
)
x
(
f 


 7

RQD
 
1
1
.
0
e
100
RQD 1
.
0


 

9

 Scanline
 Sondajes
 Proyección estereográfica
Recolección y representación de
estructuras
23

Proyección Estereográfica
26

27
Investigación geológica de campo
 Mapeo de línea de detalle
 Mapeo de celdas
 Mapeo de arco rebatido

Mapeo por el método de Registro Lineal
28

Detalle del mapeo por el método de
Registro Lineal
29

Objetivos de la clasificación de macizos rocosos
Aplicación de la clasificación de macizos rocosos
Clasificaciones de macizos rocosos
◦ Clasificación de Terzaghi
◦ Rock quality designation index (RQD)
◦ Rock Structure Rating (RSR)
◦ Geomechanical classification (RMR)
◦ Rock Tunneling Quality Index (sistema Q)
◦ Coal Mining Roof Rating (CMRR)
◦ Geological Strength Index (GSI)
Diseños de excavaciones y sostenimiento
31
Clasificación de Macizos Rocosos

 Es simple pues emplea el esquema de ckeck list
 Macizos rocosos de comportamiento similar
 Utilizado en diferentes fases (diseño y construcción)
 Construir un modelo de la composición y
características del macizo rocoso para proveer
estimaciones de parámetros de resistencia y
deformaciones
 Base para planificación de estructuras en roca
 Diferentes parámetros que envuelven la clasificación
32
Introducción

Antecedentes sobre clasificaciones del macizo
rocoso en ingeniería
Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de
túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento.
Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación del macizo
rocoso para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.
Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de auto sostenimiento para
túneles.
Deere et al. (1964): Índice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer
un estimado cuantitativo de la calidad del macizo rocoso, a partir de los testigos de
la perforación diamantina.
Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de un macizo
rocoso y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura
Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al
shotcrete.

Pacher et.al. (1974): Modificación del criterio de Lauffer y que actualmente forma parte de la
propuesta general de tunelería conocida como NATM.
Barton et.al. (1974): Índice de Calidad Tunelera (Q ) para la determinación de las
características del macizo rocoso y de los requerimientos de sostenimiento de túneles.
Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración del Macizo Rocoso RMR (Rock
Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión 1989.
Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los
parámetros de resistencia del macizo rocoso.
Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR (Mining Rock
Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los
parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.
Hoek et.al. (1994): Índice de Resistencia Geológica GSI (Geological Strength Index), para
clasificar al macizo rocoso, estimar la resistencia del macizo rocoso y el sostenimiento. Ultima
versión 1998.
Palmstron (1995): Índice del Macizo Rocoso RMi (Rock Mass Index). Sistema para caracterizar
el macizo rocoso y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM, voladura y
fragmentación de rocas.

• Ritter (1879) formalizó un método empírico para
soporte de túneles
• Fueron desarrollados a partir de casos en ingeniería
civil (túneles y cavernas)
• Bieniawski (1973 y 1989)
• Barton (1974)
35

 Clasificación para soporte de túneles
 Terzaghi (1946)
 Carga de la roca sobre el soporte de acero basado en
una clasificación descriptiva
 A pesar de no ser más utilizada para clasificación en
macizo rocoso, éste describe con buena calidad los
parámetros que influencian el comportamiento del
macizo rocoso
 Descripción del macizo rocoso y soporte requerido
36
Clasificación del macizo rocoso de
Terzaghi (1946)

37
Terzaghi (1946)

38
Terzaghi (1946)

39
Terzaghi (1946)

40
Terzaghi (1946)

41
Terzaghi (1946)

• Toma en consideración la calidad de la roca en
testigos de sondajes.
• Es una modificación del porcentaje de recuperación
del sondaje que considera apenas pedazos de
testigos iguales o mayores que 100 mm.
• No toma en consideración parámetros importantes
como orientación y calidades de las
discontinuidades.
• Utilizado en otras clasificaciones geomecánicas.
42
RQD – Rock Quality Designation (Deere,
1964)

 RQD en función de la intensidad de fracturas (fracturas/m2 o /m3)
 RQD en función de la densidad de fracturas (fracturas/m)
43
RQD – Rock Quality Designation...
v
J
3
.
3
115
RQD 

  



 1
.
0
*
e
1
1
.
0
100
RQD

44
Palmstrom (1982)
 Donde Jv es la suma del número de juntas por unidad de longitud para
todas las familias de juntas (discontinuidades) conocida como el conteo
volumétrico de juntas.
v
J
3
.
3
115
RQD 


• Tabla de clasificación
45
RQD
RQD (%) Calidad de la Roca
<25 Muy mala
25 – 50 Mala
50 – 75 Regular
75 – 90 Buena
90 – 100 Muy buena

Sin Soporte o Refuerzo
Local
Malla de Tirantes Arcos Metálicos
Deere et al. (1970) RQD 75-100 RQD 50-75
(espaciamiento 1.5-1.8m)
RQD 50-57 (Arco leve
con espaciamiento 1.5-
1.8m para tirantes)
RQD 25-50
RQD 25-50 (Arco leve o
medio con espaciamiento
0.9-1.5m para tirantes)
RQD 0-25 (Arco pesado
con espaciamiento 0.6-
0.9m)
Cecil (1970) RQD 82-100 RQD 52-82 (concreto
lanzado 40-60mm)
RQD 0-52 (Arco o
concreto lanzado
reforzado)
Merrit (1972) RQD 72-100 RQD 23-72
RQD 0-23
46
Estimación del soporte necesario en función del RQD,
para túneles con largo de 6 metros (Bieniawski, 1989)

Desarrollado por Bieniawski
Principales parámetros:
◦ RQD (Rock Quality Designation)
◦ Espaciamiento entre discontinuidades
◦ Resistencia a la compresión uniaxial de la roca
◦ Calidad de las discontinuidades
◦ Presencia de agua em el macizo rocoso
◦ Orientación de las discontinuidades en relación a la
orientación de la excavación
La suma de los parámetros varían de 0 – 100.
Los dos primeros parámetros son más sensibles al
mapeamiento por scanline
47
RMR – Rock Mass Rating

El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de
RMR.
Un túnel es conducido a través de un granito ligeramente intemperizado
con un sistema dominante de diaclasas buzando 60º contra la dirección de
avance.
Los ensayos índices y el registro de los testigos de las perforaciones
diamantinas, dan valores típicos de resistencia a la Carga Puntual de 8 MPa
y una valor promedio de RQD de 70 %.
Las diaclasas que son ligeramente rugosas y están ligeramente
intemperizadas, con una separación menor de 1 mm, tienen
espaciamiento de 300 mm. Se anticipan que las condiciones tuneleras
serán ‘mojadas’.
El valor de RMR es determinado como sigue:

Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas y alteradas con
una separación de < 1 mm, la Tabla 4 A.4 da una valoración de 25. Cuando se
dispone de una información mas detallada, se puede utilizar la Tabla 4 E para
obtener una valoración mas refinada. De aquí, en este caso, la valoración es la
suma de: 4 (longitud de discontinuidades de 1 – 3 m), 4 (separación de 0.1 – 1.0
mm), 3 (ligeramente rugoso), 6 (ningún relleno) y 5 (ligeramente intemperizado) =
22.
Nota 2. La Tabla 4 F da una descripción de ‘Regular’ para las condiciones asumidas,
donde el túnel esta avanzando contra el buzamiento de un sistema de juntas que
esta buzando 60º. Usando esta descripción para ‘Túneles y Minas’, la Tabla 4 B da
un ajuste de –5.

• Ajuste del RMR en
función de parámetros
que no eran
considerados en la
clasificación original
56
RMR

Desarrollado por Barton, Lien y Lunde (1974)
Los parámetros son:
◦ RQD
◦ Número de familias de juntas
◦ Rugosidad de la discontinuidad más desfavorable
◦ Grado de alteración o relleno en la discontinuidad más
débil (más desfavorable)
◦ Presencia de agua (flujo de agua)
◦ Estado de tensiones
Índice de calidad de la roca en el sistema Q varía
entre 0.001 y 1000 en una escala logarítmica
57
Sistema Q
44
Q
ln
9
RMR 


58
Sistema Q
SRF
J
J
J
J
RQD
Q w
a
r
n

donde:
RQD – Índice de calidad de la roca.
Jn - Número de familias de juntas (discontinuidades)
Jr – Índice de rugosidad de las juntas
Ja – Índice del grado de alteración de las juntas
Jw – Factor de reducción debido a la presencia de agua en las
juntas
SRF - Factor de reducción debido al estado de tensiones

• Tamaño de bloques (RQD/J n )
• Resistencia al corte interbloques (J r / J a )
• Tensiones activas (J w /SRF)
59
Sistema Q

 El uso de esta tabla es ilustrado en el ejemplo que sigue:
 Una cámara de chancado de 15 m de ancho para una mina
subterránea, está para ser excavada en una norita, a una
profundidad de 2100 m debajo de la superficie.
 La masa rocosa contiene dos sistemas de juntas que controlan
la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no
intemperizadas con muy pocas manchas superficiales.
 La Tabla 3.6.4 da un número de alteración de juntas de Ja =
1.0 para paredes no alteradas de las juntas y con solo unas
manchas superficiales.
 La Tabla 3.6.5 muestra que para una excavación con flujos
menores, el factor de reducción de agua en las juntas Jw =
1.0 .


 Para una profundidad debajo de la superficie de 2100 m, el
esfuerzo por la sobrecarga rocosa será aproximadamente 57
MPa, y en este caso, el esfuerzo principal máximo 1 = 85
MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la
norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de
c/1 = 2. La Tabla 3.6.6 muestra que para roca competente
con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de c/1
podría producir condiciones de severos estallidos de rocas y
que el valor de SRF estaría entre 10 y 20. Para los cálculos se
asumirá un valor de SRF = 15. Usando estos valores
tenemos:
5
.
4
15
1
1
3
4
90

 x
x
Q

68
La calidad del macizo rocoso que se designó por la letra Q, se
obtiene a partir del producto de los tres cocientes siguientes:
RQD / Jn – Representa la estructura del macizo rocoso; es una
medida aproximada del tamaño de los bloques.
Jr / Ja – Representa las características de fricción de las paredes de
una fractura o del material de relleno donde más probablemente se
puede iniciar el fallamiento.
Jw / SRF – Es un factor empírico que relaciona los esfuerzos
activos del medio rocoso.
Correlación del Q vs requerimiento de
sostenimiento

69
• Relacionando el valor del índice Q a la estabilidad y a los
requerimientos de sostenimiento de excavaciones subterráneas,
Barton et.al. (1974) definieron un parámetro adicional al que
lo denominaron Dimensión Equivalente De de la excavación:
• De = vano, diámetro o altura de la excavación (m)
• ESR ESR
• El valor de ESR está relacionado al uso que se le dará a la
excavación y al grado de seguridad que esta demande del
sistema de sostenimiento instalado para mantener la
estabilidad de la excavación. Barton et.al. (1974) sugirieron los
siguientes valores:

 La estación de chancado discutido arriba cae dentro de la
categoría de una excavación minera permanente y se asigna
una relación de sostenimiento de la excavación de ESR = 1.6.
De aquí, para un ancho de excavación de 15 m, la dimensión
equivalente De = 15/1.6 = 9.4
 La dimensión equivalente De ploteado contra el valor de Q,
es usado para definir un número de categorías de
sostenimiento en un diagrama publicado en el artículo
original de Barton et.al. (1974).
 Este diagrama ha sido actualizado por Grimstad y Barton
(1993) para reflejar el increciente uso del shotcrete reforzado
con fibras de acero en el sostenimiento de excavaciones
subterráneas. En la Figura 3.3 se reproduce este diagrama
actualizado.


 A partir de la Figura 3.3, un valor de De de 9.4 y un valor de
Q de 4.5, colocan a esta excavación de chancado en la
categoría (4), la cual requiere la colocación de pernos de roca
(espaciados cada 2.3 m) y shotcrete no reforzado de 40 a 50
mm de espesor.
 A causa de la moderada a severa condición de estallidos de
roca que son anticipados, podría ser prudente desforzar la
roca en las paredes de esta cámara de chancado, mediante
voladuras de producción relativamente severas. para
aplicaciones críticas de estas técnicas es aconsejable buscar
el asesoramiento de un especialista en voladura antes de
embarcarse en el curso de esta acción.



 Lset (1992) sugirió que para rocas con 4  Q  30, los
daños de la voladura resultará en la creación de nuevas
‘juntas’ con una consecuente reducción local del valor de Q
de la roca circundante a la excavación. El sugirió que este
hecho podría ser tomado en cuenta para reducir el valor de
RQD en la zona dañada por la voladura.
 Asumiendo que el valor de RQD para la roca desforzada
alrededor de la cámara de chancado cae al 50%, el valor
resultante de Q = 2.9. De la Figura 3, este valor de Q, para
una dimensión equivalente De = 9.4, coloca a la excavación
justo en la categoría (5), la cual requiere de pernos de roca,
con espaciamiento aproximado de 2 m, y una capa de 50 mm
de shotcrete reforzado con fibras de acero.

Barton et al. (1980) proporcionaron también información
adicional sobre la longitud de los pernos, abiertos máximos sin
sostenimiento y presiones del sostenimiento, para complementar
las recomendaciones del sostenimiento publicado en el artículo
original de 1974.
La longitud L de los pernos de roca puede ser estimada a partir
del ancho de la excavación B y la Relación de Sostenimiento de
la Excavación ESR:
ESR
B
L
15
.
0
2 


El máximo abierto sin sostenimiento puede ser estimado a partir
de:
Basado en el análisis de casos registrados, Grimstad y Barton
(1993) sugirieron que la relación entre el valor de Q y la presión
del sostenimiento permanente Ptecho es estimada a partir de:
4
.
0
.
2
)
( Q
ESR
nto
sostenimie
sin
abierto
Máximo 
Jr
Q
Jn
Proof
3
2 3
1



Las dos clasificaciones de la masa rocosa más ampliamente
utilizadas son el RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el Q de
Barton et.al. (1974). Ambos métodos involucran parámetros
geológicos, geométricos y diseño/ingeniería, para llegar a
valores cuantitativos de la calidad de la masa rocosa.
Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar
dos aproximaciones:
Uso de los sistemas de clasificación de
la masa rocosa

Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los
parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación.
Otro es caracterizar precisamente la masa rocosa y luego atribuir
valoraciones a los parámetros en un tiempo posterior.
Es recomendable el último método desde que este da una
completa descripción de la masa rocosa, la cual puede ser
trasladada en sus índices de clasificación.

Si durante el mapeo, solo se han registrado los valores de las
valoraciones, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de
verificación.
En muchos casos es apropiado dar un rango de valores para cada
parámetro en una clasificación de la masa rocosa y para evaluar
la significancia del resultado final, como el ejemplo dado en la
Figura 4.
En este caso particular, la masa rocosa esta seca y sometida a
una condición de esfuerzos ‘medios’, siendo la valoracion
respectiva 1.

El valor promedio de Q = 9.8 y su rango aproximado es 1.7  Q
 20. El valor promedio de Q puede ser usado en la selección
del sistema de sostenimiento, mientras que el rango da una
indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para
satisfacer las diferentes condiciones encontradas durante la
construcción.
Los usuarios de un esquema de clasificación de la masa rocosa,
deben chequear que esté siendo usada la última versión.

Figura 4: Histogramas mostrando variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una
arenisca bajo condición de esfuerzo ‘medio’, reproducido de las notas de campo
preparado por el Dr. N. Barton.
Arenisca diaclasada
0.5
12
No.
4
8
16
4
No. 8
12
1 1.5 2 3 4
No.
16
4
8
12
16
0
10
No.6
2
4
8
12
20
70
9
2 4 6 12 15
40
20
10 30 50 60 100
90
80
Jn
testigos > 10 cm
RQD % de
Ja
Jr
sistema de juntas
rugosidad de juntas
alteración de juntas
4
2
1 3 6 8
Jw = 1.0 SRF = 1.0
Típico
Rango aproximado
3
.
8
1
1
*
1
5
.
1
*
9
50


Q
20
7
.
1
1
1
*
3
.
1
5
.
1
*
9
6
80
30





 RMR no podía ser aplicado directamente en el
criterio de Hoek-Brown
 GSI (Hoek, 1995)
 Estimar la reducción de la resistencia del macizo
rocoso en diferentes condicionamientos geológicos
por medio del RMR (Bieniawski, 1989). Considerando
el índice para la presencia de agua igual a 15 (seco) y
el índice de relación entre la orientación de las
discontinuidades y la orientación de la excavación
muy favorable (índice 0)
86
GSI – Geological Strength Index
5
RMR
GSI 89 


87
GEOLOGICAL
STRENGTH
INDEX
(GSI)
Escolher
o
quadro
de
intersecção
que
melhor
se
aproxima
das
condições
geólogicas
e
estruturais
do
maciço
rochoso.
Estimar
o
GSI
com
o
valor
médio
do
índice
do
quadro
escolhido.
CONDIÇÃO
ESTRUTURAL
QUALIDADE DAS DESCONTINUIDADES
MUITO BOA
Muito rugosa, fresca, sem intemperismo
BOA
Rugosa, levemente intemperisada
FRACA
Lisa, moderadamente intemperisada ou alterada
POBRE
Planos de escorregamento, forte alteração com
preenchimento compacto ou fragmentos angulosos
MUITO POBRE
Planos de escorregamento, forte alteração com
argila ou material fino não compactado
DIMINUI
A
A
QUALIDADE
BLOCOS
-
boa
intercalação
dos
blocos,
maciço
rochoso
pouco
perturbado,
formas
aproximada
de
cubos,
famílias
quase
ortogonais
MUITO
FRATURADO
-
fragmentado
maciço
parcialmente
perturbado
com
bloco
angulosos
devido
a
quatro
ou
mais
famílias
de
fraturas
FRATURADO
E
PERTURBADO
-
maciço
dobrado
com
blocos
de
formas
diferentes
cortando
várias
famílias
de
descontinuidades
DESAGRAGADO
-
pouca
interação
entre
os
blocos,
maciço
rochoso
quebrado
com
mistura
de
fragmentos
arredondados
e
angulosos
DIMINUI A INTERAÇÃO ENTRE OS BLOCOS DE ROCHA
80
70
60
50
40
30
20
10

88
)
40
/
10
GSI
(
c
M 10
100
E 


)
40
/
10
GSI
(
c
D
M 10
100
2
R
1
E 










89
Criterio de Hoek-Brown para macizo
fracturado
Para GSI > 25:
a = 0.5
Para GSI < 25:
s=0

RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO
CRITERIOS DE FALLA HOEK Y BROWN
c
1' mb
3' c
= + 3' + S
½
[ ]
Para macizos rocosos de BUENA a RAZONABLES CALIDAD, la falla
puede ser definida estableciendo:
a = 0.5
Para macizos rocosos de MALA CALIDAD, la masa rocosa
no tiene resistencia a la tracción o “cohesión”
Fallando los especímenes

RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO
CRITERIOS DE FALLA HOEK Y BROWN
c
1' mb
3' c
= + 3'
a
[ ]
Para macizos rocosos de MALA CALIDAD, la masa rocosa no tiene
resistencia a la tracción o “cohesión”
Y los especímenes fallarán sin confinamiento.
Para estos macizos rocosos se establece un valor para
s = 0 , obteniéndose la siguiente ecuación:

 El módulo de deformación in situ de la masa rocosa es un
parámetro importante en cualquier forma de análisis
numérico y en la interpretación de las deformaciones
monitoreadas alrededor de aberturas subterráneas.
 Desde que este parámetro es muy dificultoso y costoso de
determinarlo en el campo, muchos intentos se han hecho
para desarrollar métodos de estimación de su valor,
basados sobre todo en las clasificaciones de la masa
rocosa.

Estimación del módulo de deformación in
situ

 En la década de 1960 se hicieron varios intentos de usar el
RQD de Deere para estimar el módulo de deformación in
situ, pero esta aproximación es raramente usada hoy en
día (Deere y Deere, 1988).
 Bieniawski (1978) analizó un número de casos históricos y
propuso la siguiente relación para estimar el módulo de
deformación in situ, Em, a partir de RMR:
100
2 
 RMR
Em

Predicción del módulo de deformación in situ Em a partir de las
clasificaciones de la masa rocosa.
(RMR - 10) / 40
Valoración geomecánica de la masa rocosa RMR
Em = 10
Módulo
de
deformación
in
situ
Em
-
GPa casos históricos:
80
0
0
10
20
30
40
50
70
60
40
20
10 30 60
50 70
Serafín y Pereira (1983)
Em = 2 RMR - 100
Em = 25 Log Q
Bieniawski (1978)
0.01
90
Indice de calidad tunelera Q
0.04 1.00 4.00 10 40
80 90 100
100 400

 Basado en el análisis de un número de casos históricos,
varios de los cuales involucraron cimentaciones de presas
donde el módulo de deformación fue evaluado mediante
retroanálisis de las deformaciones medidas, Serafim y
Pereira (1983) propusieron la siguiente relación entre Em
y RMR:
40
)
10
(
10


RMR
m
E

 Mas recientemente, Barton et al. (1980), Barton et al.
(1992) y Grimstad y Barton (1993), han hallado una buena
concordancia entre los desplazamientos medidos y
predichos a partir de análisis numéricos usando valores
del módulo de deformación in situ estimados a partir de:
Q
Log
Em 10
25


 Las curvas definidas por las ecuaciones anteriores, junto
con las observaciones de casos históricos de Bieniawski
(1978) y Serafim y Pereira (1983) están ploteadas en la
Figura anterior. Esta figura sugiere que la ecuación de
Serafim y Pereira proporciona un ajuste razonable para
todas las observaciones ploteadas y tiene la ventaja de
cubrir un amplio rango de valores de RMR que cualquiera
de las otras dos ecuaciones.

diseño de tuneles y construccionen todo el ambito nacional

Recomendados

Recomendados

Más contenido relacionado

Similar a diseño de tuneles y construccionen todo el ambito nacional

Similar a diseño de tuneles y construccionen todo el ambito nacional (20)

Último

Último (20)

diseño de tuneles y construccionen todo el ambito nacional