(Parte 5 de 9)

1.

El espaciamiento práctico para los barrenos de rincón:

1.

La piedra práctica es:

Una vez situados los barrenos, se calculan las longitudes de carga de fondo y de columna (si

se utiliza distinto explosivo o dimensión); con una concentración lineal para la carga de

columna del 70 %, de la de fondo (se suele emplear la misma):

Lf = 1,25 BZ ; y Lc = L – Lf - T.

Destroza.

Se calculan de modo similar a las zapateras, pero cambiando los valores del factor de fijación,

y de la relación S/B. La concentración lineal de carga de columna debe ser el 50 % de la de

fondo: qc ≈ 0,5 qf

Salida de los barrenos. f S/B

Hacia arriba y horizontales.1,451,25

Hacia abajo. 1,2 1,25

Contorno o Recorte.

- Si la excavación no precisa una voladura de contorno perfilada, se calcula igual que las

zapateras con los siguientes parámetros:

qc ≈ 0,5 qf ; f = 1,25; S/B = 1,2

- Si es necesario un buen recorte:

Sc = K x D1 (k=15-16); S/B = 0,8

Siendo la concentración lineal de carga mínima función del diámetro de perforación (en m): ql =

90 x (D1)2

Cálculo simplificado.

Para el cuele de cuatro secciones se

suele utilizar las

tablas siguientes;

utilizando B1 = 1,7

D2 – EP

(EP = 50 mm).

El resto de barrenos se realiza

calculando

previamente B y qf

mediante:

Siendo:

d = el de los

cartuchos (mm).

= la densidad del

explosivo (g/cm3).

Previamente a las voladuras, es conveniente chequear los datos calculados mediante los

gráficos siguientes: el consumo específico, el nº de barrenos y la perforación específica, en

función del área del frente.

Cueles en ángulo.

Este tipo de cuele es complicado por la dificultad de la ejecución, aunque tiene la ventaja de un

menor consumo de explosivos.

* Cuele en V.

Se consiguen avances del 45-50 % del ancho del túnel

VIBRACIONES: UNE 22.381-93

EJEMPLO: Estudio de vibraciones.

Sea un túnel de 54 m² de sección superior, en terrenos graníticos, con un pueblo situado a 120

m de la traza.

Los cálculos efectuados para una voladura tipo de 3,8 m de perforación, 95 barrenos cargados

de Goma 2 ECO, y la secuencia de encendido, vienen expresados en las tablas siguientes:

DATOS GENERALES DE LA

VOLADURA

CONCEPTO UNIDADVALOR

Sección m² 54,00

Longitud de perforación m.l. 3,80

Avance de la pega m.l. 3,50

Rendimiento de operación % 92,11

Volumen de escombro en banco m³ 189,00

Diámetro de perforación mm 50,80

Número de tiros cargados ud. 95,00

Número barrenos de expansión ud. 4,00

Longitud perforada m.l. 376,20

Perforación específica m.l./m³ 1,990

Carga total de la voladura kg 262,87

Carga máxima por tiempo kg 16,20

Consumo específico explosivo kg/m³ 1,391

RESUMEN DE

CARGAS

TIPO DE BARRENO Nº CARGA POR CARGA EQ. G-2 POR CARGA POR

TIROS TIRO (kg) TIRO (kg) ZONA (kg)

Cuele 5 2,220 2,220 11,100

Contracuele 8 3,060 3,060 24,480

Zapateras 14 3,750 3,750 52,500

Destroza 27 3,330 3,330 89,910

Coronas/Contracoronas 15 3,180 3,180 47,700

Recorte 26 1,430 1,430 37,180

TOTAL 95 2,265 2,265 262,87

CARGAS POR DETONADOR

Nº DETONADORDESFASE (ms)

UNIDADESCARGA EXP. (kg)

I-0 0 1 2,220

MR-1 30 1 2,220

MR-2 60 1 2,220

MR-3 90 1 2,220

MR-4 120 1 2,220

MR-5 150 1 3,060

MR-6 180 1 3,060

MR-7 210 1 3,060

MR-8 240 1 3,060

MR-9 270 2 6,120

MR-10 300 2 6,120

MR-11 330 2 7,080

MR-12 360 2 6,660

MR-13 390 4 13,320

MR-14 420 4 14,160

MR-15 450 4 13,020

MR-16 480 3 9,990

MR-17 510 4 13,860

MR-18 540 4 14,160

R-I 500 0 0

R-II 1.000 5 16,200

R-III 1.500 4 12,870

R-IV 2.000 4 14,160

R-V 2.500 4 13,020

R-VI 3.000 4 13,290

R-VII 3.500 4 14,160

R-VIII 4.000 8 11,440

R-IX 4.500 8 11,440

R-X 5.000 8 11,440

R-XI 5.500 4 9,520

R-XII 6.000 2 7,500

La carga máxima operante es la del detonador R-II, es decir 16,2 kg.

Esta carga instantánea debe ser corregida mediante los valores del factor del macizo rocoso

(Fr) y el factor de estructura (Fe), cuyos valores vienen determinados por la norma UNE, según

la expresión:

TIPO DE ROCAVELOCIDAD SÍSMICA (m/s)FACTOR DE ROCA Fr

Rocas duras > 4.000 0,40

Rocas de dureza media

2.000 – 4.000 1

Rocas blandas < 2.000 2,52

TIPO DE

ESTRUCTURA

DESCRIPCIÓN DE ESTRUCTURAS

FACTOR DE

ESTRUCTURA Fe

IEdificios y naves industriales ligeras con estructuras de hormigón armado o metálicas

0,28

II

Edificios de viviendas, oficinas, centros comerciales y de recreo, cumpliendo la normativa legal vigente. Edificios y estructuras de valor arqueológico, arquitectónico o histórico que por su fortaleza no presentan especial sensibilidad a las vibraciones

1

III

Estructuras de valor arqueológico, arquitectónico o histórico que presenten una especial sensibilidad a las vibraciones por ellas mismas o por elementos que pudieran contener

3,57

Valores de corrección de la carga máxima operante de una voladura según norma UNE 22-

381-9.

En lo referente al conjunto de velocidades sísmicas encontradas en los terrenos de la traza del

túnel, sobre todo las relativas a aquellos tramos donde se utilizarán voladuras, las velocidades

sísmicas se encuentran en el intervalo de2.000 m/s a 4.000 m/s, si bien en las zonas de

granodiorita poco alterada, las velocidades son netamente superiores a 4.000 m/s

Para ver si podemos realizar un Proyecto Tipo, o debemos

realizar controles o un estudio de vibraciones; la norma UNE 22-381-9 nos determina con D =

150 m y Qc que estamos en la zona de contacto entre proyecto y Control.

O lo que es lo mismo; se puede utilizar la expresión matemática, de la recta inferior, para saber

que carga corregida debemos emplear para presentar un Proyecto Tipo:

En nuestro caso

valdría con dicho

proyecto tipo.

Supongamos que el pueblo, o una edificación, estuvieran a una distancia de 40 m.

Según la formula anterior la carga corregida, nos daría Q = 1,5 kg de explosivo; por lo que

deberíamos hacer un control de cada voladura o un estudio de vibraciones.

Basándonos en las experiencias de UEE, (o realizando una serie de

voladuras en la zona, con distintas cargas), se puede tomar (u obtener), como ley de

transmisividad básica la siguiente expresión:

Con la que se realiza

una tabla de carga-

distancia para estar

siempre por debajo de

la curva II, del gráfico

de daños de la norma.

Quedando la

expresión anterior:

Entrando con valores de la velocidad de 9

mm/s y de 45 mm/s.

TEMA VI: DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO.

En una excavación subterránea, se define el Sostenimiento como “el conjunto de elementos

estructurales que es preciso colocar para garantizar la estabilidad de la excavación”, en las

condiciones y durante el tiempo de utilización.

El trabajo que debe realizar el Sostenimiento está íntimamente ligado al reajuste tensional

inmediato a la excavación, por lo que es preciso conocer:

1. La Distribución de Tensiones, en torno a la excavación.

2. El Comportamiento Mecánico del Terreno.

Cuando se realiza una excavación subterránea, en un macizo rocoso, las tensiones

preexistentes se ven modificadas por dicha excavación; generándose unas nuevas tensiones

en la zona próxima al hueco. Este nuevo campo de tensiones se puede representar mediante

las trayectorias de las tensiones principales, que son las líneas imaginarias de un cuerpo

elástico sometido a tensión, a lo largo de las cuales actúan las tensiones principales.

En las siguientes figuras se observan las tensiones principales, mayor 1 y menor 3 que se

producen alrededor de un hueco de material sometido a un campo tensional Uniaxial; y la zona

del campo tensional que se ve afectada por el hueco excavado (r=3R).

La distribución de tensiones en

una excavación circular, en

terreno homogéneo y elástico,

con un campo inicial de

tensiones hidrostático, se calcula

por las ecuaciones de Kirsch (en

coordenadas polares):

r es la Tensión radial.

 es la Tensión tangencial.

r es la Tensión de corte.

res la distancia radial desde el centro del hueco.

K es el coeficiente de reparto de tensiones (H / 0).

Se observa que la tensión radial y la tensión de corte son cero en los bordes de la excavación,

donde r=R.

En la parte superior e inferior de la excavación ( =90º y 270º, siendo 0º en el eje horizontal),

las ecuaciones se reducen a:

= 3 H - 0

Y en las partes laterales (con = 0º y 180º):

= 3 0 - H

En la siguiente figura se representa la variación de la concentración de tensiones  / 0yr / 0,

en función de la distancia r al centro del hueco.

En el caso de K=1 (campo hidrostático), las expresiones de Kirsch quedan:

¿Si colocamos un sostenimiento que

proporcione una presión radial i?, las

ecuaciones anteriores serán:

En la figura anterior están representadas r y  al homogeneizar las distancias polares con el

radio R de la excavación.

Se observa que:

1. La mayor Tensión Circunferencial , se produce en el perímetro de la excavación

quedando:  = 2 0 - i ,r = 0 , r = 0.

1. La menor Tensión radial r , se produce en dicho perímetro y coincide con i .

1. Si no existe i, la excavación será estable si soporta una tensión

= 20y r = 0; es decir, cuando el terreno soporta una compresión simple de 20

En el perímetro de la excavación, y suponiendo que el campo es hidrostático (K=1), los valores

quedan:

 = 2 0 , r = 0 y, r =0

Conforme nos adentramos en el interior, la tensión circunferencial disminuye y la radial

aumenta, siendo para r = 3R un 10% menor de la tensión de campo.

¿Qué criterio hay que utilizar para determinar si el macizo rocoso es capaz de soportar el

pico de presión (F =  / 0)?

El mas utilizado es el de Mohr-Coulomb (para terrenos elásticos), cuyo límite es la Resistencia

a Tracción que no se debe superar, expresado por:

 = C + tg

que se expresa, en términos de tensiones principales por :

1 = c + 3 x K0

Para su obtención se realizan ensayos de compresión simple y ensayos triaxiales, ajustándose

la envolvente a una recta por mínimos cuadrados:

Pero si la roca

está sometida

a tracciones o

a

compresiones

de pequeño

valor, este

criterio

sobreestima la

resistencia de

dicha roca.

Por lo que se

han elaborado

otros criterios

de rotura,

para

representar, lo

mas

exactamente

posible, el límite de rotura de las rocas.

El mas aceptado es el Criterio de HOEK y BROWN (1980):

Que modificado, en 1995, tiene la siguiente expresión:

1 = 3 + c x ( m x (3 / c ) + S )a

(Y para a=1/2 tiene la expresión de 1980).

En realidad hay que tener en cuenta el Efecto Escala, como relación entre la resistencia a

compresión de la roca intacta y la del Macizo Rocoso. En general, este macizo rocoso está

constituido por la roca intacta, afectada por tres o cuatro familias de discontinuidades

(habitualmente).

Puede retenerse que, para un Macizo moderadamente fracturado, su resistencia a compresión

simple puede ser unasquince veces (15) menor que la de la roca Intacta. El Criterio de HOEK

y BROWN, antes expuesto, permite relacionar el criterio de rotura con el litotipo que forma la

roca Intacta y con el estado de fracturación del Macizo Rocoso.

Para obtener la curva del criterio, se deben conocer los parámetros:

- El parámetro S se obtiene con la expresión:

Siendo Si = 1, para la roca intacta. Los valores de m, para rocas intactas, se

pueden obtener por las tablas del texto (Hoeck, 1995); pero el procedimiento

normal, para macizos de calidad buena-normal (a = 0,5), es el siguiente:

Se realizan los correspondientes ensayos uniaxiales, triaxiales y de tracción indirecta sobre

probetas de rocas.

Con los resultados se calcula micon la expresión:

A partir de los resultados de la roca intacta, y del RMR, calculamos

los restantes parámetros: