4. Clasificación de la masa rocosa

4.1 Introducción

Durante las etapas de factibilidad y diseño preliminar de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre la masa rocosa y sus esfuerzos y sobre las características hidrológicas se tiene disponible, el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa puede ser considerablemente beneficioso. En el caso más simple, esto puede involucrar la utilización de un esquema de clasificación como un chequeo para asegurar que toda la información relevante ha sido considerada. En el otro extremo del espectro, uno o más esquemas de clasificación de la masa rocosa pueden ser utilizados para desarrollar una idea de la composición y características de una masa rocosa, a fin para proporcionar estimados iniciales de los requerimientos de sostenimiento y de las propiedades de resistencia y deformación de la masa rocosa. Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa no (y no puede) reemplaza a los procedimientos más elaborados de diseño. Sin embargo, el uso de estos procedimientos de diseño requiere el acceso a información relativamente detallada sobre los esfuerzos in situ, las propiedades de la masa rocosa y la secuencia de excavación planeada, los cuales no se tienen disponibles en la etapa inicial del proyecto. Conforme esta información llega a estar disponible, el uso de los esquemas de clasificación de la masa rocosa deberán ser actualizados y utilizados en conjunto con los análisis específicos del sitio.

4.2 Clasificación de la masa rocosa en ingeniería

Los esquemas de clasificación de la masa rocosa han sido desarrollados hace más de 100 años, desde que Ritter (1879) intentó formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos del sostenimiento. Mientras los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si son utilizados dentro de los límites de los casos históricos a partir a los cuales fueron desarrollados, se debe tener considerable precaución en la aplicación de las clasificaciones de la masa rocosa a otros problemas de ingeniería de rocas. En este capítulo se presentan resúmenes de algunos sistemas de clasificación importantes, y aunque cada resumen ha sido hecho con el intento de presentar todos los datos pertinentes de los textos originales, existen numerosas notas y comentarios que no han sido incluidos. El lector interesado deberá esforzarse en leer las referencias citadas para una completa apreciación del uso, aplicabilidad y limitaciones de cada sistema.

La mayoría de los esquemas de clasificación multi-parámetros (Wickham et al., 1972, Bieniawski, 1973, 1989, y Barton et al., 1974) fueron desarrollados a partir de casos históricos de la ingeniería civil, en los cuales fueron incluidos todos los componentes de las características ingeniero-geológicas de la masa rocosa. Sin embargo, en el minado subterráneo en roca dura, especialmente en niveles profundos, el intemperismo de la masa rocosa y la influencia del agua usualmente no son importantes y pueden ser ignorados. Los diferentes sistemas de clasificación ponen diferente énfasis a los distintos parámetros, por lo que es

recomendable que por lo menos se utilicen dos métodos en cualquier lugar durante la etapa inicial de un proyecto.

4.2.1 Clasificación de la masa rocosa de Terzaghi

La primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento en un túnel está en una publicación de Terzaghi (1946), en la cual las cargas rocosas, asumidas por los arcos metálicos (cimbra o cerchas), son estimadas en base a una clasificación descriptiva. Aún cuando el incluir detalles de la clasificación de Terzaghi no sea una finalidad útil en esta discusión sobre el diseño del sostenimiento para minas subterráneas en roca dura, es interesante examinar las descripciones de la masa rocosa incluidas en su publicación original, debido a que puso atención en aquellas características que rigen el comportamiento de la masa rocosa, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza impulsora dominante. Las definiciones claras y concisas y los comentarios prácticos incluidos en estas descripciones son buenos ejemplos del tipo de información ingeniero-geológicas que es muy útil para el diseño en ingeniería. Las descripciones de Terzaghi (extraídas directamente de su publicación) son: • La roca intacta no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas. Por lo tanto, si esta se fractura, lo hace a través de roca sana. Por el daño de la roca debido a la voladura, pueden desprenderse materiales astillados del techo varias horas o días después de la voladura. Esto es conocido como condición de “astillamiento”. La roca intacta dura también puede ser encontrada en la condición de pequeños “estallidos de rocas”, los cuales involucran la separación violenta y espontánea de bloques rocosos de las paredes o del techo. • La roca estratificada consiste de estratos individuales con poca o ninguna resistencia contra la separación a lo largo de los limites entre los estratos. Los estratos pueden o no estar debilitados por diaclasas transversales. En tales rocas la condición de “astillamiento” es bastante común. • La roca moderadamente diaclasada contiene diaclasas y grietas delgadas, pero los bloques entre las diaclasas están desarrollados tan juntos o tan íntimamente entrelazados que las paredes verticales no requieren de sostenimiento lateral. En rocas de este tipo pueden ser encontradas ambas condiciones: tanto el “astillamiento” como los pequeños “estallidos de rocas”. • La roca con fracturamiento en bloques y grietas consiste de fragmentos de roca intacta o casi intacta, los cuales se encuentran completamente separados unos de otros e imperfectamente entrelazados. En tales rocas, las paredes verticales pueden requerir de sostenimiento lateral. • La roca triturada pero químicamente intacta tiene la característica de seguir triturándose. Si varios o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de arena fina y la recementación no ha ocurrido, la roca triturada bajo el nivel freático exhibe las propiedades de una arena portadora de agua. • La roca altamente deformable avanza lentamente en el túnel sin un incremento perceptible de volumen. Un prerrequisito para la alta deformabilidad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y submicroscópicas de minerales micáceos o minerales arcillosos con una baja capacidad de expansión. • La roca expansiva avanza en el túnel principalmente debido a la expansión. La capacidad para expandirse parece ser limitada a aquellas rocas que contienen minerales de arcilla tales como la montmorillonita, con una alta capacidad de expansión.

4.2.2 Clasificaciones que involucran el tiempo de auto-sostenimiento Lauffer (1958) propuso que el tiempo de auto-sostenimiento para una abertura sin sostenimiento está relacionada a la calidad de la masa rocosa en la cual la abertura es excavada. En un túnel, la abertura sin sostenimiento es definida como el ancho del túnel o la distancia entre el frente y el sostenimiento más cercano, si esta distancia es mayor que el ancho del túnel. La clasificación original de Lauffer ha sido modificada por varios autores, destacando Pacher et al. (1974), que ahora forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como el Nuevo Método Austríaco de Tunelería. La importancia del concepto del tiempo de auto-sostenimiento radica en que un incremento en la abertura del túnel conduce a una reducción importante del tiempo disponible para la instalación del sostenimiento. Por ejemplo, un túnel piloto pequeño puede ser exitosamente construido con un sostenimiento mínimo, mientras que un túnel de gran abertura en la misma masa rocosa puede ser inestable sin la inmediata instalación de un sostenimiento sustancial.

El Nuevo Método Austríaco de Tunelería incluye un número de técnicas para una tunelería segura en condiciones de roca en las cuales el tiempo de auto-sostenimiento es limitado antes de que ocurra la falla. Estas técnicas incluyen el uso de pequeñas galerías de avance y banqueo o el uso de múltiples galerías para formar un arco reforzado, dentro del cual la masa del túnel puede ser excavada. Estas técnicas son aplicables en rocas blandas tales como esquistos, filitas y lodolitas, en las cuales los problemas de alta deformación y expansión, descritos por Terzaghi ( ver sección previa ), pueden ocurrir. Estas técnicas también son aplicables cuando se excava en rocas excesivamente fracturadas, pero debería tenerse gran cuidado en el intento de aplicar estas técnicas a excavaciones en rocas duras, en las cuales pueden ocurrir diferentes mecanismos de falla.

En el diseño del sostenimiento para excavaciones en rocas duras, es prudente asumir que la estabilidad de la masa rocosa circundante a la excavación no depende del tiempo. Por lo tanto, si una cuña estructuralmente definida queda expuesta en el techo de una excavación, esta caerá tan pronto como la roca que la sostiene sea removida. Esto puede ocurrir durante la voladura o durante la operación subsecuente de desatado. Si se requiriera mantener la cuña en su lugar, o aumentar el margen de seguridad, es esencial que el sostenimiento sea instalado lo más pronto posible, preferiblemente antes de que el sostenimiento rocoso de la cuña completa sea removido. Por otro lado, en una roca altamente esforzada, la falla será generalmente inducida por algunos cambios en el campo de esfuerzos circundantes a la excavación. La falla puede ocurrir gradualmente y manifestarse como “astillamientos” o “lajamientos” u ocurrir súbitamente en forma de pequeños “estallidos de roca”. En ambos casos, el diseño del sostenimiento debe tomar en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos más que el tiempo de autosostenimiento de la excavación.

4.2.3 Indice de designación de la calidad de la roca (RQD)

El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al., 1967) para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina. El RQD es definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo

deberá tener por lo menos un tamaño NX (54.7 mm o 2.15 pulgadas de diámetro) y deberá ser perforado con un cilindro de doble tubo de perforación. El procedimiento correcto para medir las longitudes de los testigos y el cálculo del RQD son resumidos en la Figura 4.1. Palmstrom (1982) sugirió que, cuando los testigos no están disponibles pero las trazas de las discontinuidades son visibles en afloramientos superficiales o en socavones exploratorios, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen. La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es: RQD = 115 - 3.3 Jv (4.1) donde Jv es la suma del número de discontinuidades por unidad de longitud de todas las familias de discontinuidades, conocido como el conteo volumétrico de discontinuidades. El RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo sobre todo de la orientación del taladro. El uso del conteo volumétrico de discontinuidades puede ser muy útil en la reducción de esta dependencia direccional. El RQD pretende representar la calidad del macizo rocoso in situ. Cuando se utiliza la perforación diamantina, se debe tener mucho cuidado para garantizar que las fracturas causadas por el manipuleo o el proceso de perforación sean identificadas e ignoradas cuando se determine el valor del RQD. Cuando se utilice la relación de Palmstrom para el cartografiado superficial, las fracturas inducidas por voladura no deberían ser incluidas en la estimación de Jv. El RQD de Deere ha sido ampliamente utilizado, particularmente en Norte América, en los últimos 25 años. Cording y Deere (1972), Merrit (1972) y Deere and Deere (1988) han intentado relacionar el RQD a los factores de carga rocosa de Terzaghi y a los requerimientos del empernado de túneles.

En el contexto de esta discusión, el uso más importante del RQD es como un componente de las clasificaciones del macizo rocoso RMR y Q, sistemas que serán tratados más adelante en este capítulo.

4.2.4 Valoración de la Estructura Rocosa (RSR)

Wickham (1972) describió un método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento apropiado en base a la clasificación Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Muchos de los casos históricos, utilizados en el desarrollo de este sistema, fueron túneles relativamente pequeños sostenidos por medio de arcos metálicos (cerchas), aunque históricamente este sistema fue el primero en hacer referencia al shotcrete como sostenimiento. A pesar de ésta limitación, el sistema RSR merece ser examinado en cierto detalle, ya que demuestra la lógica involucrada en el desarrollo de un sistema de clasificación del macizo rocoso cuasi-cuantitativo y la utilización del índice resultante para estimar el sostenimiento. La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que introduce el concepto de valoración de cada uno de los componentes listados abajo para llegar a ser un valor numérico del RSR = A+B+C. 1. Parámetro A, Geología: Apreciación general de la estructura geológica en base a: a. Origen del tipo de roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria). b. Dureza de la roca (dura, mediana, suave, descompuesta) c. Estructura geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada). 2. Parámetro B, Geometría: Efecto del arreglo de discontinuidades con respecto a la dirección de avance del túnel, en base a: a. Espaciamiento de las discontinuidades. b. Orientación de las discontinuidades (rumbo y buzamiento). c. Dirección de avance del túnel. 3. Parámetro C: Efecto del flujo de agua subterránea y de la

condición de las discontinuidades en base a: a. Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados. b. Condición de discontinuidades (bueno, regular, pobre). c. Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel). Note que la clasificación RSR utiliza unidades imperiales y que estas unidades han sido conservadas en esta discusión. Las tres tablas de la publicación de Wickham et.al.'s 1972 se reproducen en las Tablas 4.1, 4.2 y 4.3. Estas tablas pueden ser utilizadas para evaluar la valoración de cada uno de estos parámetros para llegar al valor RSR (máximo RSR = 100). Por ejemplo, una roca metamórfica dura que ha sido ligeramente plegada o fallada tiene una valoración de A=22 (de la Tabla 4.1). La masa rocosa está moderadamente diaclasada, con diaclasas de rumbo perpendicular al eje del túnel, el cual está siendo avanzado en dirección Este-Oeste, y buzamiento entre 20º y 50º. La Tabla 4.2 da una valoración de B=24 para un avance con el buzamiento (definido en los dibujos de la margen derecha de esta página). El valor de A+B = 46 significa que, para diaclasas de regular condición (ligeramente intemperizada y alterada) y un flujo moderado de agua entre 200 y 1000 galones por minuto, la Tabla 4.3 da una valoración de C = 16. Por lo tanto, el valor final de la valoración de la estructura rocosa RSR = A + B + C = 62.

Tabla 4.1: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro A: Geología general del área.

Tipo de Roca Básico Duro Igneo Metamórfico Sedimentario Tipo 1 Tipo 2 Tipo 3 Tipo 4 1 1 2 Medio 2 2 3 Suave 3 3 4 Descompue. 4 4 4 Masiva 30 27 24 19 Estructura Geológica Ligeram Plegada o Fallada 22 20 18 15 Moderadam Plegada o Fallada 15 13 12 10 Intensam Plegada o Fallada 9 8 7 6

Tabla 4.2: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro B: Modelo de discontinuidades, dirección de avance.

Rumbo Perpendicular al Eje Dirección de Avance Ambos Espaciamiento promedio de de las diaclasas o juntas Bajo 1. Diaclasado muy cercano, < 2 2. Diaclasado cercano, 2-6 pulg. 3. Diaclasado moderado, 6-12 4. Moderado a bloqueado, 1-2 pies 5. Bloqueado a masivo, 2-4 pies 6. Masivo, > 4 pies 9 13 23 30 36 40 Con el buzamiento Contra el buzamiento a

Rumbo Paralelo al Eje Dirección de Avance Cualquier dirección Buzamiento de las diaclasas importantes Alto 12 17 22 28 35 40 Bajo 9 14 23 30 36 40 Mediano 9 14 23 28 24 38 Alto 7 11 19 24 28 34

Buzamiento de las diaclasas importantes Median o 11 16 24 32 38 43 Alto 13 19 28 36 40 45 Mediano 10 15 19 25 33 37

Tabla 4.3: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro C: Agua subterránea, condición de las discontinuidades.

Suma de Parámetros A + B Flujo de agua anticipado gpm/1000 pies de túnel Bueno Ninguno Ligero, < 200 gpm Moderado, 200 – 1000 gpm Severo, >1000 gpm a b 22 19 15 10 Regular 18 15 22 8 13 - 44 Condición de Juntas Malo 12 9 7 6

b

45 – 75

Bueno 25 23 21 18

Regular 22 19 16 14

Malo 18 14 12 10

Buzamiento: bajo: 0-20°; mediano: 20-50°, y vertical: 50-90° Condición de juntas: bueno = ajustado o cementado; regular= ligeramente intemperizada o alterada; malo= severamente intemperizado, alterado o abierto

Figura 4.2: Estimados del sostenimiento RSR para un túnel circular de 24 pies (7.3 m) de diámetro. Note que los pernos de roca y el shotcrete son utilizados generalmente juntos. (Según Wickham et al.,1972).

Un conjunto típico de curvas de predicción para un túnel con 24 pies de diámetro está dado en la Figura 4.2, la cuál muestra que, para el valor RSR de 62 determinado anteriormente, el sostenimiento pronosticado podría ser 2 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro, espaciados a 5 pies. Como se indica en la figura, los arcos metálicos podrían estar espaciados en intervalos de más de 7 pies y no podrían ser considerados como una solución práctica para el sostenimiento de este túnel. Para el mismo tamaño de túnel en una masa rocosa con RSR=30, el sostenimiento podría ser suministrado por arcos metálicos 8 WF 31 (8 pulgadas de profundidad en sección de ala ancha I pesando 31 libras por pie) espaciados a intervalos de 3 pies, o por 5 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro espaciados a 2.5 pies. En este caso es probable que la solución arcos metálicos podría ser más barata y más efectiva que el uso de pernos de roca y shotcrete. Se debe advertir al lector que estos estimados son muy groseros, particularmente para el shotcrete y los pernos de roca, debido a que están basados en un número relativamente pequeño de casos históricos y argumentos teóricos muy simplistas. Consecuentemente, deberían ser aplicados con gran cuidado. Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente utilizado, particularmente en minería, los trabajos de Wickham et al. cumplieron un rol importante en el desarrollo de los esquemas de clasificación discutidos en las secciones que quedan de este capítulo. 4.3 Clasificación geomecánica

Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación de la masa rocosa denominada sistema de Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating). A través de los años, este sistema ha sido

refinado sucesivamente conforme se han ido examinado mas casos registrados, y se advierte al lector que Bieniawski hizo cambios significativos en las valoraciones asignadas a los diferentes parámetros. La discusión que sigue está basada en la versión de 1989 de la clasificación (Bieniawski, 1989). Esta versión y la versión de 1976 serán utilizadas en el Capítulo 8 que trata sobre la estimación de la resistencia de la masa rocosa. Los siguientes seis parámetros son usados para clasificar una masa rocosa con el sistema RMR: 1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso 2. Designación de la calidad de la roca (RQD) 3. Espaciamiento de las discontinuidades 4. Condición de las discontinuidades 5. Condiciones del agua subterránea 6. Orientación de las discontinuidades En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa rocosa es dividida en un número de regiones estructurales y cada región es clasificada separadamente. Los bordes de las regiones estructurales generalmente coinciden con algún rasgo estructural principal tal como una falla o con un cambio en el tipo de roca. En algunos casos los cambios significativos en el espaciamiento o características de las discontinuidades, dentro de un mismo tipo de roca, puede requerir la división de la masa rocosa en un número de pequeñas regiones estructurales o dominios. El sistema RMR es presentado en la Tabla 4.4, dando las valoraciones de los seis parámetros listados arriba. Estas valoraciones son sumadas para dar un valor de RMR. El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR. Un túnel es conducido a través de un granito ligeramente intemperizado con un sistema dominante de diaclasas buzando 60º contra la dirección de avance. Los ensayos índices y el registro de los testigos de las perforaciones diamantinas, dan valores típicos de resistencia a la Carga Puntual de 8 MPa y una valor promedio de RQD de 70 %. Las diaclasas que son ligeramente rugosas y están ligeramente intemperizadas, con una separación menor de 1 mm, tienen espaciamiento de 300 mm. Se anticipan que las condiciones tuneleras serán ‘mojadas’. El valor de RMR es determinado como sigue:

Tabla 4.1:A.1 4.1:A.2 4.1:A.3 4.1:E.4 4.1:A.5 4.1:B Item Valor Indice de carga puntual 8 MPa RQD 70 % Espaciamiento de las discontinuidades 300 mm Condición de las discontinuidades Nota 1 Agua subterránea Mojado Ajuste por orientación de las juntas Nota 2 Total Valoración 12 13 10 22 7 -5 59

Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas y alteradas con una separación de < 1 mm, la Tabla 4.4.A.4 da una valoración de 25. Cuando se dispone de una información mas detallada, se puede utilizar la Tabla 4.4.E para obtener una valoración mas refinada. De aquí, en este caso, la valoración es la suma de: 4 (longitud de discontinuidades de 1 – 3 m), 4 (separación de 0.1 – 1.0 mm), 3 (ligeramente rugoso), 6 (ningún relleno) y 5 (ligeramente intemperizado) = 22. Nota 2. La Tabla 4.4.F da una descripción de ‘Regular’ para las condiciones asumidas, donde el túnel esta avanzando contra el buzamiento de un sistema de juntas que esta buzando 60º. Usando esta descripción para ‘Túneles y Minas’, la Tabla 4.4.B da un ajuste de –5.

Tabla 1.- Sistema de Valoración de la Masa Rocosa – RMR (Según Bieniawski, 1989).

A. PARÁMETROS DE CLASIFICACION Y SUS VALORACIONES

Parámetro Indice de Resistencia carga puntual de la roca intacta Resistencia compresiva uniaxial Valoración

Rango de valores > 10 Mpa >250 Mpa 15 90% - 100% 20 >2m 20 4 - 10 Mpa 100 - 250 Mpa 12 75% - 90% 17 0.6 - 2 m 15 2 - 4 MPa 50 - 100 Mpa 7 50% - 75% 13 0.2 – 0.6 m 10 1 - 2 MPa 25 - 50 Mpa 4 25% - 50% 8 60 - 200 mm 8

Para este rango bajo, es preferible el ensayo de compresión uniaxial

1

5-25 MPa 2

1-5 MPa 1 125 > 0.5

Flujo

5

Agua subterránea

15 Muy favorable 0 0 0 100 - 81 I Roca muy buena I 20 años span 15m > 400 > 45°

10 Favorable -2 -2 -5 80 - 61 II Roca buena II 1 año span 10m 300 - 400 35° - 45°

7 Rgular -5 -7 -25 60 - 41 III Roca Regular III 1 semana span 5m 200 – 300 25° - 35°

4 Desfavorable -10 -15 -50 40 - 21 IV Roca mala IV 10 hrs span 2.5m 100 - 200 15° - 25°

0 Muy desfavorable -12 -25

B AJUSTE DE LA VALORACIÓN POR ORIENTACIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES (Ver F) Orientaciones rumbo y buzamiento Túneles & minas Valoraciones Cimentacioes Taludes Valoración Número de clase Descripción Número de clase Tiempo de auto sostenimiento Cohesión de la masa rocosa KPa Angulo de fricción de masa rocosa

C. CLASES DE MASA ROCOSA DETERMINADAS POR LAS VALORACIONES TOTALES 20 m 0 > 5mm 0 Espejo de falla 0 Relleno suave > 5mm 0 Descompuesta 0

D. SIGNIFICADO DE LAS CLASES DE ROCAS

E. PAUTAS PARA LA CLASIFICACION DE LAS CONDICIONES DE LAS DISCONTINUIDADES < 1m 1–3m 3 – 10 m 10 – 20 m Longitud de discontinuidades-Persistencia Valoración 6 4 2 1 Cerrada < 0.1 mm 0.1– 1 mm 1 – 5mm Separación ( apertura) Valoración 6 5 4 1 Muy rugosa Rugosa Ligeramente rugosa Lisa Rugosidad Valoración 6 5 3 1 Ninguno Relleno duro5mm Relleno suave 10 > 10 1. Los factores del C al F son estimados crudos. El Jw se incrementa sin son instaladas medidas de drenaje. 2. Los problemas especiales causados por la formación de hielo no son considerados.

5. REDUCCIÓN DE AGUA EN LAS JUNTAS A. Excavaciones secas o flujo pequeño, es decir < 5 lt/min, localmente B. Flujo o presión media, lavado ocasional del relleno de las juntas C. Grandes flujos o presión alta en roca competente con juntas sin relleno D. Grandes flujos o altas presiones E. Flujo excepcionalmente alto o presiones en la Voladura, decayendo con el tiempo F. Flujo excepcionalmente alto o presión continúa sin disminución 6. FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS a. Zonas de debilidad que intersectan la excavación las cuales pueden causar el aflojamiento del macizo rocoso cuando se excava el túnel A. Ocurrencias múltiples de zonas de debilidad conteniendo arcillas o roca químicamente desintegrada, muy aflojada en los alrededores (a cualquier profundidad). B. Zonas simples de debilidad conteniendo arcillas o roca químicamente desintegrada (profundidad de la excavación < 50 m). C. Zonas simples de debilidad conteniendo arcillas o roca químicamente desintegrada (profundidad de la excavación > 50 m). D. Zonas múltiples de corte en roca competente (libre de arcilla), aflojamiento de la roca en los alrededores (a cualquier profundidad). E. Zonas simples de corte en roca competente (libre de arcillas), ( profundidad de la excavación < 50 m) F. Zonas simples de corte en roca competente (libre de arcillas), (profundidad de la excavación > 50 m) G. Juntas abiertas y sueltas, roca severamente diaclasada o ‘cubos de azúcar’ (a cualquier profundidad)

10.0

1. Reducir estos valores de SRF en 25 – 50% si solo son influenciados por zonas de corte relevantes, pero no intersectan la excavación.

5.0

2.5

7.5

5.0 2.5 5.0

TABLA 4.6 (continuación) DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS SRF 6. FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS b. Roca competente, problemas de esfuerzos en roca 2. Para campos de esfuerzos vírgenes fuertemente σc/σ1 σt/σ1 H. Esfuerzos bajos, cerca de la superficie > 200 > 13 2.5 anisotrópicos (si fueran medidos): cuando 5 ≤ J. Esfuerzos medianos 200–10 13–0.66 1.0 σ1/σ3 ≤ 10, reducir σc a 0.8σc y σt a 0.8σt. K. Esfuerzos altos, estructuras muy 10–5 0.66–0.33 0.5–2.0 Cuando σ1/σ3 >10, reducir σc a 0.6σc y σt a 0.6σt rígidas (usualmente favorables donde: para la estabilidad, pueden ser σc = resistencia compresiva uniaxial desfavorables para la estabilidad σt = resistencia a la tracción (carga puntual) de las paredes). σ1,σ3 esfuerzos principales máximo y mínimo L. Estallidos moderados (roca masiva) 5 – 2.5 0.33–0.16 5–10 3. Se disponen de pocos casos registrados, donde M. Estallidos severos (roca masiva) < 2.5 < 0.16 10–20 la profundidad de la corona, debajo de la c. Roca muy deformable, flujo plástico superficie es menor que el ancho (span). Se en roca incompetente bajo la sugiere para tales casos incrementar SRF de influencia de altas presiones rocosas 2.5 a 5. N. Presiones rocosas moderadas 5-10 O. Presiones rocosas severas 10-20 d. Rocas expansivas, actividad de expansión química dependiente de la presencia de agua P. Presiones rocosas de expansión, moderadas 5 – 10 R. Presiones rocosas de expansión, severas 10 – 20 NOTAS ADICIONALES SOBRE EL USO DE ESTAS TABLAS: Cuando se estime la calidad de la masa rocosa (Q), se deberán seguir las siguientes pautas en adición a las notas listadas en las tablas: 1. Cuando no se dispongan testigos procedentes de taladros, el RQD puede ser estimado a partir del número de juntas por unidad de volumen, al cual se le adiciona el número de juntas por metro para cada familia de juntas. Una simple relación puede ser usada para convertir este número a RQD para el caso de macizos rocosos libres de arcilla: RQD = 115 – 3.3 Jv (aprox.) donde Jv = número total de juntas por m3 (RQD = 100 para Jv < 4.5). El parámetro Jn que representa el número de familias de juntas, frecuentemente será afectado por la foliación, esquistocidad, estratificación, etc. Si estas “juntas” fueran muy pronunciadas, obviamente deberían ser consideradas como un sistema (set). Sin embargo, si hubieran pocas juntas visibles o solo roturas ocasionales en los testigos debido a estos rasgos, será mas apropiado considerar a ellas como “juntas aleatorias” cuando se evalúe el Jn. Los parámetros Jr y Ja (que representan la resistencia al corte) deberán ser relevantes para los sistemas de juntas significativamente más débiles o discontinuidades con relleno de arcilla, en determinadas zonas. Sin embargo, si el sistema de juntas con el valor mínimo de (Jr/Ja) esta favorablemente orientado, se puede usar sus mayores valores para evaluar el Q. En efecto, el valor de Jr/Ja debe relacionarse a la superficie donde es más probable que se inicie la falla. Cuando un macizo rocoso contiene arcillas, se debe evaluar el SRF apropiado para las cargas de aflojamiento. En tales casos la resistencia de la roca intacta es de poco interés. Sin embargo, cuando el diaclasamiento es mínimo y no hay presencia de arcilla, la resistencia de la roca intacta puede llegar a ser la ligazón más débil , en este caso la estabilidad dependerá de la relación roca-esfuer-zo/roca-resistencia. Un campo de esfuerzo fuertemente anisotrópico no favorece la estabilidad como se refirió genéricamente en la nota 2 de esta tabla (Factor de reducción de esfuerzos). Las resistencias de la roca intacta σc y σt , deben ser evaluadas para condiciones saturadas si es que esto es apropiado para el presente o futuro de las condiciones in-situ. Un estimado muy conservador de la resistencia debe ser efectuado para aquellas rocas que se deterioran cuando están expuestas a la humedad o a condiciones saturadas.

2.

3.

4.

5.

El máximo abierto sin sostenimiento puede ser estimado a partir de: Máximo abierto (sin sostenimiento) = 2 ESR Q0.4 (4.4)

Basado en el análisis de casos registrados, Grimstad y Barton (1993) sugirieron que la relación entre el valor de Q y la presión del sostenimiento permanente Ptecho es estimada a partir de:

Pr oof =

2 JnQ 3 Jr

−

1 3

(4.5)

CATEGORIAS DE REFORZAMIENTO 1) Sin sostenimiento 2) Pernos esporádicos 3) Pernos sistemáticos 4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin refuerzo, de 40-100 de espesor

5) 6) 7) 8)

Shotcrete reforzado con fibras, 50-90 mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, 90-120 mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, 120-150 mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) reforzados con shotcrete y pernos 9) Revestimiento de concreto armado

Figura 4.3: Categorías de sostenimiento estimadas, basadas en el índice de calidad tunelera Q (Según Grimstad y Barton, 1993)

4.6

Uso de los sistemas de clasificación de la masa rocosa

Las dos clasificaciones de la masa rocosa mas ampliamente utilizadas son el RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el Q de Barton et.al. (1974). Ambos métodos involucran parámetros geológicos, geométricos y diseño/ingeniería, para llegar a valores cuantitativos de la calidad de la masa rocosa. La similitud entre RMR y Q radica en el uso de parámetros idénticos o muy similares para el cálculo de la valoración de la calidad de la masa rocosa. Las diferencias entre ambos sistemas está en el peso que se da a parámetros similares y en el uso de distintos parámetros en uno u otro esquema. RMR usa directamente la resistencia compresiva, mientras que Q solo considera la resistencia como una relación al esfuerzo in situ en roca competente. Ambos esquemas tratan con la geología y la geometría de la masa rocosa, pero de modos ligeramente diferentes. Ambos consideran el agua subterránea y ambos incluyen algún componente de la resistencia del material rocoso. Algún estimado de la orientación puede ser incorporado en Q usando las pautas presentadas por Barton et.al. (1974): ‘los parámetros Jr y Ja deberían ….. referido a la superficie mas probable para permitir el inicio de la falla’. La diferencia mas grande entre los dos sistemas es la falta de un parámetro de esfuerzo en el sistema RMR.

Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar dos aproximaciones. Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación; el otro es caracterizar precisamente la masa rocosa y luego atribuir valoraciones a los parámetros en un tiempo posterior. Es recomendable el último método desde que este da una completa descripción de la masa rocosa, la cual puede ser trasladada en sus índices de clasificación. Si durante el mapeo, solo se han registrado los valores de las valoraciones, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de verificación. En muchos casos es apropiado dar un rango de valores para cada parámetro en una clasificación de la masa rocosa y para evaluar la significancia del resultado final. Un ejemplo de esta aproximación es dado en la Figura 4.4, que ha sido reproducida de las notas de campo de un proyecto, preparada por el Dr. N. Barton. En este caso particular, la masa rocosa esta seca y sometida a una condición de esfuerzos ‘medios’ (Tabla 4.6.6.K), por lo que Jw = 1.0 y SRF = 1.0. Los histogramas que muestran las variaciones en el RQD, Jn, Jr y Ja, a lo largo de la galería exploratoria mapeada, son presentadas en esta figura. El valor promedio de Q = 9.8 y el rango aproximado de Q es 1.7 < Q < 20. El valor promedio de Q puede ser usado en la selección del sistema de sostenimiento, mientras que el rango da una indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para satisfacer las diferentes condiciones encontradas durante la construcción. Un ejemplo posterior de esta aproximación es dado en un artículo de Barton et.al. (1992) que trata del diseño de una sala deportiva subterránea de 62 m de abierto en gneis diaclasado. Histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q son presentados y analizados a fin de determinar el valor promedio pesado de Q. Carter (1992) adoptó una aproximación similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de distribución de probabilidad y el cálculo de la probabilidad de falla, en una discusión sobre la estabilidad de pilares de corona superficiales en minas metálicas abandonadas. A lo largo de todo este capítulo se ha sugerido que el usuario de una esquema de clasificación de la masa rocosa, deberá chequear que esté siendo usada la última versión. Una excepción es el uso de la clasificación RMR de Bieniawski para estimar la resistencia de la masa rocosa (discutida en el Capítulo 8), donde son usadas las versiones de 1976 como la de 1989. No está demás repetir que es aconsejable el uso de los dos esquemas de clasificación de la masa rocosa.

4.7

Estimación del módulo de deformación in situ

El módulo de deformación in situ de la masa rocosa es un parámetro importante en cualquier forma de análisis numérico y en la interpretación de las deformaciones monitoreadas alrededor de aberturas subterráneas. Desde que este parámetro es muy dificultoso y costoso de determinarlo en el campo, muchos intentos se han hecho para desarrollar métodos de estimación de su valor, basados sobre todo en las clasificaciones de la masa rocosa. En la década de 1960 se hicieron varios intentos de usar el RQD de Deere para estimar el módulo de

deformación in situ, pero esta aproximación es raramente usada hoy en día (Deere y Deere, 1988).

Bieniawski (1978) analizó un número de casos históricos y propuso la siguiente relación para estimar el módulo de deformación in situ, Em, a partir de RMR:

Em = 2 RMR – 100

(4.6)

RQD % de testigos > 10 cm

Jn sistema de juntas

Jr

rugosidad de juntas

Ja

Jw = 1.0, Típico

q=

alteración de juntas

SRF = 1.0 50 1.5 1 * * = 8.3 9 1 1

Rango aproximado

30 − 80 1.5 1 * * = 1.7 − 20 6 − 9 1.3 1

Figura 4.4: Histogramas mostrando variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una arenisca bajo condición de esfuerzo ‘medio’, reproducido de las notas de campo preparado por el Dr. N. Barton.

Indice de calidad tunelera Q

0.01 90 0.04 1.00 4.00 10 40 100 400

Módulo de deformación in situ Em - GPa

80 70 60 50 40 30 20 10 0 0

casos históricos: Serafín y Pereira (1983) Bieniawski (1978)

Em = 10

(RMR - 10) / 40

Em = 2 RMR - 100

Em = 25 Log Q

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

Valoración Geomecánica de la Masa Rocosa RMR

Figura 4.5: Predicción del módulo de deformación in situ Em a partir de las clasificaciones de la masa rocosa.

Basado en el análisis de un número de casos históricos, varios de los cuales involucraron cimentaciones de presas donde el módulo de deformación fueron evaluados mediante retroanálisis de las deformaciones medidas, Serafim y Pereira (1983) propusieron la siguiente relación entre Em y RMR:

Em = 10

( RMR −10 ) 40

(4.7)

Mas recientemente, Barton et.al. (1980), Barton et.al. (1992) y Grimstad y Barton (1993),han hallado una buena concordancia entre los desplazamientos medidos y predichos a partir de análisis numéricos usando valores del módulo de deformación in situ estimados a partir de: Em = 25 Log10 Q (4.8)

Las curvas definidas por las ecuaciones 4.6, 4.7 y 4.8, junto con las observaciones de casos históricos de Bieniawski (1978) y Serafim y Pereira (1983) están ploteadas en la Figura 4.5. Esta figura sugiere que la ecuación 4.7 proporciona un ajuste razonable para todas las observaciones ploteadas y tiene la ventaja de cubrir un amplio rango de valores de RMR que cualquiera de las otras dos ecuaciones.