ÍNDICE DE CONTENIDOS

CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO- PARÁMETROS GEOMECAN1COS- FACTORES QUE INTERVIENEN EN LA

DETERMINACIÓN DE UN ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA

- CLASIFICACIÓN DE DEERE- CLASIFICACIÓN DEL CS1R- CLASIFICACIÓN DEL NGI

DISEÑOS DE SOPORTE- MECÁNICA DE ROCAS

- CONDICIÓN DE ESFUERZOS ALREDEDOR DE EXCAVACIONES

- ESFUERZOS Y DEFORMACIONES ALREDEDOR DE EXCAVACIONES

- SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO Y CURVAS CARACTERÍSTICAS

- METODOLOGÍAS PARA EL DISEÑO DE SOPORTE- INFORMES TÉCNICOS SOBRE SOSTENIMIENTO

INSTRUMENTACIÓN GEOTECNICA- INTRODUCCIÓN- INSTRUMENTACIÓN- MOVIMIENTOS SUPERFICIALES- INSTALACIÓN Y ESPECIFICACIONES DE

INSTRUMENTOS- ESPECIFICACIONES DE CINTA EXTENSOMETR1CA

PARA MEDIDAS DE CONVERGENCIA- REGISTRO DE ESTACIONES DE CONVERGENCIA

CONTROL DE VOLADURA- INTRODUCCIÓN- PROPIEDADES GEOMECANICAS QUE INFLUYEN EN

LA EXCAVABILIDAD DE TERRENOS- CLASIFICACIÓN DE LOS MACIZOS ROCOSOS EN

FUNCIÓN DE LA EXCAVABILIDAD- DISEÑO PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA- RECOMENDACIONES GEOMECANICAS SOBRE DISEÑO

DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

INTRODUCCIÓN

PARÁMETROS GEOMECANICOS

LAS PRINCIPALES PROPIEDADES QUE DETERMINAN LA COMPETENCIA DE UN MACIZO ROCOSO SON:

- PARÁMETROS RESISTIVOS.

- RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (Kg/cm2)

- RESISTENCIA A LA TRACCIÓN (Kg/cm2)

- PARÁMETROS DEFORMACIONALES

- MODULO DE YOUNG(Kg/cm2)

- MODULO DE POISSON

- PARÁMETROS FRICCION-COHESIVOS

- COHESIÓN (Kg/cm2)

- ÁNGULO DE FRICCIÓN INTERNA (0)

FACTORES QUE INTERVIENEN EN LA DETERMINACIÓN DE UN ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA

LA NECESIDAD DE USAR A LA ROCA COMO MATERIAL ESTRUCTURAL PRINCIPAL DEPENDE DE VARIAS CONDICIONES, PARA PODER PRECISAR UN ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA., SE MENCIONAN LAS SIGUIENTES:

A. FACTORES GEOLÓGICOS

1. LITOLOGIA

LOS DIFERENTES TIPOS DE ROCA SEGÚN SU ORIGEN EXHIBEN VARIADAS CARACTERÍSTICAS DE RESISTENCIA, SEAN ÉSTAS ÍGNEAS, SEDIMENTARIAS O METAMÓRF1CAS.

2. ALTERACIÓN

LA RESISTENCIA DE UNA ROCA SE MODIFICA POR EL EFECTO ALTERADOR DEL AGUA, LA CUAL PUEDE PRODUCIR UNA LIXIVIACIÓN O METEORIZAC1ÓN Y EN PROFUNDIDAD UNA ALTERACIÓN TIPO HIDROTERMAL.

3. FRACTURAMIENTO.

SEGÚN EL ORIGEN DE LOS PLANOS DE FRACTURAS SE DISTINGUEN: FALLAS Y D1ACLASAS.

B. ORIENTACION PE LA EXCAVACIÓN FRENTE A PLANOS DE DISCONTINUIDADES DE UN MACIZO ROCOSO

A DISPOSICIÓN DE LAS DISCONTINUIDADES EN UN MACIZO ROCOSO SE PUEDE PRESENTAR DE DISTINTAS FORMAS:

1. JUEGOS DE D1ACLASAS CON SUB-TIPOS, SEGÚN SUS FRECUENCIAS.

2. PLANOS DE ESTRATIFICACIÓN NO SOLDADOS.3. PLANOS DE ESQUISTOSIDAD NO SOLDADOS.4. FALLAS, PARALELAS O PERPENDICULARES A LOS

ESTRATOS.5. ESTRATOS DE ROCA DE MENOR CALIDAD AL

RESTO.6. FAJAS DE ROCA ALTERADA QUÍMICAMENTE.

DEPENDIENDO DE LA FORMA EN QUE LA EXCAVACIÓN CORTA A LAS DISCONTINUIDADES, SE PODRÍAN PRESENTARLOS SIGUIENTES CASOS:

1. EJE EXCAVACIÓN PERPENDICULAR A DISCONTINUIDADES VERTICALES.

2. EJE EXCAVACIÓN PARALELO A DISCONTINUIDADES VERTICALES.

3. EJE EXCAVACIÓN PARALELO A DISCONTINUIDADES HORIZONTALES.

4. EJE EXCAVACIÓN PARALELO A DISCONTINUIDADES INCLINADAS.

5. EJE EXCAVACIÓN APROXIMADAMENTE PERPENDICULAR AL RUMBO DE DISCONTINUIDADES.

C. INFLUENCIA DEL AGUA

EL AGUA INFILTRADA EN LA CORTEZA TERRESTRE POR MEDIO DE FALLAS, D1ACLASAS, ETC., PUEDE PRODUCIR UN ACUÍFERO SEGÚN LA PERMEABILIDAD DE LA ROCA.

LA ESTABILIDAD DE LA ROCA ES FAVORABLE SI LA EXCAVACIÓN CRUZA UNA ZONA DE ROCA COMPETENTE, PERO SE TORNA CRÍTICA SI ES DE MALA CALIDAD.

D. CLASIFICACIÓN DEL FRACTURAM1ENTO DE LA ROCA

EN GENERAL AL EXCAVAR UN MATERIAL ANISOTROPO, PLÁSTICO Y HETEROGÉNEO PRESENTA DIFICULTADES EN LA ESTABILIDAD DE LA ROCA., ESTA FALLA POR RUPTURA O, DEFORMACIÓN DE LAS SIGUIENTES FORMAS:

1. RUPTURA FRÁGIL.2. RUPTURA POR CORTE.3. DESPLAZAMIENTO DE LA MASA ROCOSA4. DEFORMACIÓN POR CONSOLIDACIÓN DE RELLENO.5. DEFORMACIÓN POR RUPTURA DE LA MATRIZ ROCOSA.

AL MOMENTO DE FALLAR, SE PUEDEN PRODUCIR DIVERSOS COMPORTAMIENTOS:

1. COMPORTAMIENTO FRÁGIL.2. COMPORTAMIENTO PSEUDO-PLÁSTICO.3. COMPORTAMIENTO PLÁSTICO-VISCOSO.

CLASIFICACIÓN DE DEERE

EL GEÓLOGO AMERICANO D. DEERE QUE DESARROLLABA SU TRABAJO PROFESIONAL EN EL ÁMBITO DE LA MECÁNICA DE ROCAS, POSTULA QUE LA CALIDAD ESTRUCTURAL DE UN MACIZO ROCOSO PUEDE SER ESTIMADA A PARTIR DE LA INFORMACIÓN DADA POR LA RECUPERACIÓN DE TROZOS INTACTOS DE SONDAJES EFECTUADOS CON PERFORACIÓN DE DIAMANTES. SOBRE ESTA BASE PROPONE EL ÍNDICE CUANTITATIVO RQD (ROCK QUAL1TY DESIGNATION), EL CUAL DEFINE COMO EL PORCENTAJE DE TESTIGO RECUPERADO EN PIEZAS SANAS Y CON UNA LONGITUD MAYOR O IGUAL A 100 mm, EN RELACIÓN A LA LONGITUD DEL BARRENO.

BASÁNDOSE EN RANGOS DE VALORES DE RQD, EL MEDIO ROCOSO ES CARACTERIZADO SEGÚN SU CALIDAD DE ACUERDO AL SIGUIENTE CUADRO:

RQD (%) CALIDAD DE ROCA

100-90 MUY BUENA90-75 BUENA75-50 MEDIANA50-25 MALA25- 0 MUY MALA

LA APLICACIÓN DE ESTE CONCEPTO DE DESIGNACIÓN DE CALIDAD DE ROCA, DADA SU SIMPLEZA, FUE AMPLIAMENTE ACEPTADA Y DE GRAN DIVULGACIÓN HASTA HOY.EVIDENTEMENTE LA SIMPLICIDAD DEL MÉTODO INVOLUCRA UNA SERIE DE LIMITACIONES PUESTO QUE NO CONSIDERA FACTORES TAN IMPORTANTES COMO LA ORIENTACIÓN DEL SONDAJE EN RELACIÓN A LOS PLANOS DE DEBILID, PRESENCIA DE AGUA, RELLENO DE FRACTURAS, ETC., LOS CUALES SIN LUGAR A DUDAS TIENEN INFLUENCIA EN LA CORRECTA CLASIFICACIÓN DEL TERRENO. SE DEBE HACER PRESENTE QUE ES RECOMENDABLE DETERMINAR EL RQD EN BASE A TESTIGOS DE DIÁMETRO IGUAL O MAYOR A 50 mm.

Longitud total en trozos > 100 mm RQD(%)= ——-------——————---------———————--- xlOO Longitud del barreno (3m)

CLASIFICACIÓN DEL CSIR

INVESTIGADORES DEL CSIR (COUNCIL OF SCIENTIFIC AND INDUSTRIAL RESEARCH) DE SUD ÁFRICA, DIRIGIDOS POR Z. T. BIENIAWSKI, EN EL CONVENCIMIENTO DE QUE UN ÍNDICE SIMPLE NO PUEDE SER UTILIZADO COMO UN INDICADOR ADECUADO DEL COMPLEJO COMPORTAMIENTO DE UN MEDIO ROCOSO AFECTADO POR UNA EXCAVACIÓN SUBTERRÁNEA, INICIARON UNA INVESTIGACIÓN Y DESPUÉS DE UN EXTENSO PERIODO DE DISEÑOS Y VALIDACIÓN EN TERRENO, PROPUSIERON UN MÉTODO PARA LA CLASIFICACIÓN ESTRUCTURAL DE MEDIOS ROCOSOS, BASADO EN 8 PARÁMETROS QUE DE ACUERDO A LAS INVESTIGACIONES REALIZADAS REPRESENTABAN DE UNA MANERA MÁS REALISTA LA CALIDAD DEL TERRENO.

LOS PARÁMETROS CONSIDERADOS POR EL SISTEMA DE CLASIFICACIÓN DEL CSIR SON:

• ES1STENC1A A LA COMPRESIÓN SIMPLE DE LA MATRIZ DE ROCA: RESISTENCIA DE UN TESTIGO DE ROCA SANA (SIN PLANOS DE DEBILIDAD) EN UN ENSAYO DE COMPRESIÓN UNIAXIAL• RQD (ROCK QUALITY DESIGNATION: CONCEPTO DESARROLLADO POR DEERE Y SEPARACIÓN DE FRACTURAS. EN ESTE CONTEXTO SE DEFINE COMO FRACTURA A TODO TIPO DE DISCONTINUIDAD• PERSISTENCIA DE FRACTURA: PERMANENCIA DE LA DISCONTINUIDAD A TRAVÉS DEL MEDIO ROCOSO.• ABERTURA DE FRACTURAS: DISTANCIA ENTRE LAS PAREDES DE UNA FRACTURA • (ESPESOR DE LA DISCONTINUIDAD).• RUGOSIDAD: DEFINIDO COMO LA TEXTURA DE LOS PLANOS DE DISCONTINUIDADES• RELLENO DE FRACTURA: CONSIDERA EL ESPESOR Y DUREZA DEL MATERIAL DE SALVANDA.• METEORIZAC10N : CAMBIOS EN LA CALIDAD DE LA ROCA POR PROCESOS NATURALES, QUÍMICOS Y/O MECÁNICOS, LOS CUALES DETERIORAN EL COMPORTAMIENTO ESTRUCTURAL PRIMITIVO DEL MACIZO ROCOSO.• EFECTO DEL AGUA: FLUJO DE AGUA MEDIDO CUALITATIVAMENTE SOBRE UN TRAMO DE TÚNEL.• ORIENTACIÓN DE FRACTURAS: POSICIÓN GEOMÉTRICA DE LA DISCONTINUIDAD EN RELACIÓN AL AVANCE DEL TÚNEL.

EL SISTEMA PROPUESTO POR EL CSIR ENFATIZA LA IMPORTANCIA DE LA CONDICIÓN DE LOS PLANOS DE DEBILIDAD, LOS CUALES, DE ACUERDO A LAS INVESTIGACIONES EFECTUADAS,

SE EVIDENCIARON COMO PARÁMETROS MUY IMPORTANTES EN EL COMPORTAMIENTO DE UN MEDIO ROCOSO EN TORNO A UNA LABOR SUBTERRÁNEA.

UNA VEZ DEFINIDOS LOS PARÁMETROS ÍNDICES DE LA CLASIFICACIÓN, EN LA IDEA QUE TODO SISTEMA DEBÍA DIVIDIR EL MACIZO EN CLASES REPRESENTATIVAS DENTRO DE LAS CUALES, ÉSTE PRESENTARA UN COMPORTAMIENTO SIMILAR, SE POSTULARON CINCO CLASES DE COMPORTAMIENTO PARA CADA VARIABLE, ASIGNÁNDOSELES RANGOS DE VALOR A CADA UNA, DE MANERA TAL QUE REPRESENTARAN LA IMPORTANCIA RELATIVA DE CADA PARÁMETRO. TODO ESTE PROCEDIMIENTO FUE FUNDAMENTALMENTE SUBJETIVO Y FUERTEMENTE INFLUENCIADO POR LA EXPERIENCIA Y OPINIÓN DE LOS INVESTIGADORES.

ESTE MÉTODO DE CLASIFICACIÓN CONSISTE EN SELECCIONAR PARA CADA PARÁMETRO EL VALOR (RATINQ) RESPECTIVO, EN FUNCIÓN QUE DICHO RATING SE DESCRIBE EN LA FORMA MÁS REAL POSIBLE LA ROCA OBJETO DE ESTUDIO. LA SUMA TOTAL DE ESTOS VALORES (RATING) CLASIFICARÁ LA ROCA EN UN DETERMINADO RANGO LO QUE INDICARÁ UNA CALIDAD ASOCIADA. EN UNA DE LAS TABLAS QUE SE ACOMPAÑA SE RESUME EL PROCEDIMIENTO DE CLASIFICACIÓN PROPUESTO POR EL' CSIR DE SUD-AFRICA. ESTE SISTEMA DABA GRAN IMPORTANCIA AL MÉTODO DEL RETROANÁLISIS PARA LAS DECISIONES FINALES DE DISEÑO.

FINALMENTE EL RATING TOTAL DEL MACIZO ROCOSO, LO RELACIONA CON EL CONCEPTO DE STAND-UP TIME (TIEMPO DE PERMANENCIA DE LA LABOR SIN SUSTENTACIÓN).

Criterios para aplicar la clasificación de Bieniawski

PARÁMETROS DE CALIFICACIÓNRMR (1) RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN SIMPLE DE LA ROCA INTACTA

VALOR (kg/cm')

>25OO 1000-2500

500-1000 250-500

50 -250

10-50 < 10

Valoración 15 12 7 4 2 1 0

RMR (2 * 3» RQD Y SEPARACIÓN DE DIACLASASJUNTAS POR METRO

0 1 2 3 4

4 S 6 7 8 9 10 11 12

13 14 15Valoración 40 34 31 2

9 28 27 26 25 24 23 22 21 2

0 19 18 17

JUNTAS POR METRO 16 17 18

19 20 21 22 23 24 25 26 27

28 29 30Valoración 17 16 1

5 14 14 13 13 12 12 11 11 1

0 10 9 9

JUNTAS POR METRO 31 32 33

35 35 36 37 38 39 40 41 42

43 44 45Valoración 9 8 8

87 7 7 7 7 7 6 6 6 6 6 6

RMR (4) ESTADO DE LAS DIACLASASPERSISTENCIA < ) 1 -3m 3- 10m 10-20m 20 mValoración 6 4 2 1 0ABERTURA 0 < 0,1 mm 0.1-1 mm 1 - 5mm 5 mmValoración 6 5 4 1 0

RUGOSIDAD MUY RUGOSA RUGOSA LIGERAMENTE RUGOSA

LISA ESPEJO DE FALLA

Valoración 6 5 3 1 0

RELLENO NO HAY DURO CON ESPESOR < 5 mm

DURO CON ESPESOR > 5mm

BLANDO CON ESPESOR < 5mm

BLANDO CON ESPESOR > 5mm

Valoración 6 4 2 2 0

GRADO DE METEORIZACIÓ

AFN0 ECTADO

LIGERO MODERADO ALTO DESCOMPUESTO

Valoración 6 5 3 1 0RMR (5) EFECTO DEL AGUAESTADO SECO LIG. HÚMEDO HÚMEDO GOTEANDO CHORREANDOValoración 15 10 7 4 0

Modificada por Geocontrol. S.A (1984)

II. CORRECCIÓN SEGÚN LA ORIENTACIÓN DE LA OBRADIRECCIÓN PERPENDICULAR AL EJE DEL TÚNEL

DIRECCIÓN PARALELA AL EJE DEL TÚNEL

Buzamiento 0" - 20° cualquier dirección

EXCAVACIÓN HACIA EL BUZAMIENTO

EXCAVACIÓN CONTRA EL BUZAMIENTO

Buzamiento 45' - 90'

Buzamiento 20--45"

Buzamiento 45° - 90'

Buzamiento 20-- 45°

Buzamiento 45" -90'

Buzamiento 20"- 45"Muy

favorablFavorable

Media Desfavorable

Muy desfavora

Media Media

0 -2 -5 -10 -12 -5 -5

Modificada por Geocontrol. S.A (1984).

CLASES DE MACIZOS ROCOSOS EN FUNCIÓN DEL RATING TOTAL

RATING 100-81 80-61 60-41 40-21 <20

CLASE No 1 II III IV v

DESCRIPCIÓN ROCAMUY BUENA

ROCA BUENA

ROCA REGULAR

ROCA MALA ROCAMUY MALA

SIGNIFICADO DE LAS CLASES

CLASE No 1 II III IV V

TIEMPO DE SOSTEN DÉLA LABOR

10 ANOS PARA 5 ni de luz

6 MESES PARA 4 m de luz

1 SEMANA PARA 3 m de luz

5 HORAS PARA 1.5 m de luz

10MIN. PARA 0.5 m de luz

COHESIÓN DEL MACIZO ROCOSO

> 300 Kpa 200-300 Kpa

150-200 Kpa

100-150 Kpa

< 100 KPa

ÁNGULO DE FRICCIÓN DEL

> 45° 40° - 45° 35° - 40° 30° - 35°

< 30°

TIEMPO DE PERMANENCIA DE LA LABOR SIN SUSTENTACIÓN

M1MUTOS HORAS DÍAS MESES AÑOS

TIEMPO DE SOSTÉN DE LA LABOR (Horas)

CLASIFICACIÓN DEL NGIUN SISTEMA DE CLASIFICACIÓN ESTRUCTURAL DE MACIZOS ROCOSOS ORIENTADO TAMBIÉN A SERVIR EN LA CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES, FUE DESARROLLADO POR BARTON, LIEN Y LUNDEN, INVESTIGADORES DEL NGI (NORWEGIAN GEOTECHNICAL INSTITÜTE), BASÁNDOSE EN EXTENSIVOS ESTUDIOS EN TERRENO Y UN QRAN NÚMERO DE CASOS DE ESTABILIDAD DE EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS.

EL SISTEMA PROPUESTO CONSIDERA SEIS PARÁMETROS PARA DEFINIR LA CALIDAD DE UN MEDIO ROCOSO, TALES SON:

• RQD : PARÁMETRO DEFINIDO POR DEERE

• Jn : ÍNDICE DE NÚMERO DE FAMILIA DE FRACTURAS

• Jr : ÍNDICE DE RUGOSIDAD DE FRACTURAS

• Ja : ÍNDICE DE ALTERACIÓN DE LAS PAREDES DE LAS FRACTURAS.

• Jw : ÍNDICE DE FLUJO DE AGUA

• SRF : ÍNDICE DEL ESTADO DE TENSIÓN DEL MACIZO (STRESS REDUCTION FACTOR)

LA DEFINICIÓN DE CADA UNO DE ESTOS PARÁMETROS NO REQUIERE MAYOR EXPLICACIÓN Y, PARA UNA COMPRENSIÓN INTEGRAL DE CADA UNO DE ELLOS SE EXPONE EN TABLA ADJUNTA A MANERA DE GUIA PARA SELECCIONAR LOS DISTINTOS VALORES QUE PUEDEN TOMAR.

PARA EL USO DE ESTA TABLA SE PLANTEAN LAS SIGUIENTES CONSIDERACIONES ADICIONALES

CUANDO NO SE DISPONE DE SONDAJES, EL RQD PUEDE SER ESTIMADO A PARTIR DEL NÚMERO DE FRACTURAS POR UNIDAD DE VOLUMEN. SE PROPONE LA SIGUIENTE RELACIÓN PARA CONVERTIR ESTE NÚMERO A RQD (PARA MACIZOS ROCOSOS SIN ARCILLAS):

DONDE Jv: NUMERO TOTAL DE FRACTURAS POR m3 PARAJv <5 , RQD= 100

RQD =115-3,3 Jv

- EL PARÁMETRO Jn REPRESENTA EL NÚMERO DE CONJUNTOS DE FRACTURAS, A MENUDO ESTE ÍNDICE SE VE AFECTADO POR FOLIACIÓN, ESQUISTOCIDADES, ESTRATIFICACIONES, ETC. ANTE ESTOS FENÓMENOS DEBE EFECTUARSE UN ANÁLISIS ORIENTADO A DEFINIR SI ES LICITO CONSIDERARLOS COMO UN CONJUNTO O BIEN COMO "FRACTURAS" ERRÁTICAS DEPENDIENDO LA CANTIDAD QUE SE DETECTEN.

- LOS PARÁMETROS Jr Y Ja QUE REPRESENTAN LA RESISTENCIA AL CIZALLE, DEBERÍAN SER RELEVANTES PARA EL CONJUNTO DE FRACTURAS MÁS DÉBILES O PARA DISCONTINUIDADES RELLENAS CON ARCILLAS.EL VALOR DE Jr / Ja ESTÁ RELACIONADO FUNDAMENTALMENTE CON LA SUPERFICIE DONDE MÁS PROBABLEMENTE SE PUEDE INICIAR EL FALLAM1ENTO.

- CUANDO UN MACIZO CONTIENE ARCILLAS, EL FACTOR SRF APROPIADO PARA PÉRDIDA DE CARGA DEBE SER EVALUADO EN MUCHOS CASOS LA RESISTENCIA DE LA MATRIZ ES DE POCO INTERÉS, SIN EMBARQO, CUANDO EL FRACTURAMIENTO ES MÍNIMO Y NO HAY PRESENCIA DE ARCILLAS, LA RESISTENCIA DE LA MATRIZ ES LO MENOS IMPORTANTE, Y LA ESTABILIDAD DEPENDE DE LA RAZÓN ESFUERZO DE ROCA / RESISTENCIA DE LA ROCA

LA CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO QUE SE DESIGNÓ POR LA LETRA Q, SE OBTIENE A PARTIR DEL PRODUCTO DE LOS TRES CUOCIENTES SIGUIENTES:

• RQD / Jn : REPRESENTA LA ESTRUCTURA DEL MACIZO ROCOSO; ES UNA MEDIDA APROXIMADA DEL TAMAÑO DE LOS BLOQUES

Jr / Ja : REPRESENTA LA RUGOSIDAD Y CARACTERÍSTICAS DE FRICCIÓN DE LAS PAREDES DE UNA FRACTURA O DEL MATERIAL DE RELLENO.

Jw / SRF :ES UN COMPLICADO FACTOR EMPÍRICO QUE RELACIONA LOS ESFUERZOS ACTIVOS DEL MEDIO ROCOSO. EL ÍNDICE SRF ES UNA MEDIDA DE : 1° EL PESO MUERTO CUANDO LA LABOR PASA A TRAVÉS DE ZONAS DE FALLA Y ROCAS CON ESTRUCTÜ RAS CON

ARCILLA, 2° ESFUERZOS EN ROCAS COMPETENTES Y 3° CARGAS CONVERGENTES EN ROCAS CON COMPORTAMIENTO PLÁSTICO. EL ÍNDICE Jw ES UNA MEDIDA DE LA PRESIÓN DE AGUA.

ASI

Q=(RQD/Jn) x (Jr/Ja) x (Jw/SRF)

EL VALOR DE Q PUEDE VARIAR APROXIMADAMENTE ENTRE 0,0001 Y 1000, DENTRO DE ESTE RANGO SE DEFINEN NUEVE CALIDADES DE ROCA TAL COMO SE MUESTRA EN LA TABLA SIGUIENTE:

CALIDAD DE ROCA DEFINIDAS POR LA CLASIFICACIÓN DEL N.G.I.

CALIDAD DE ROCA VALOR DE Q

Macizo De Excepcional mala calidad 0,0001- 0,01

Macizo De extrema malo calidad 0.01 - 0.1Macizo De muy mola calidad 0.1 - 1.0Macizo De malo calidad 1,0 - 4,0Macizo De calidad regular 4,0 - 10,0Macizo De buena calidad 10,0 - 40,0Macizo De muy bueno calidad 40,0 - 100.0MacizoMacizo

De ae

extrema calidad excepcional calidad

100.0 -400,0 -

400,0 1000,0

EL ANÁLISIS DE NUMEROSOS CASOS DE EXCAVACIONES SIN REFÜERSO EN ROCA CON DIFERENTE ÍNDICE Q, HA DEFINIDO UNA FORMULA PARA EL CLARO MÁXIMO DE EXCAVACIÓN SIN REFUERZO SEGÚN LA SIGUIENTE

EXPRESIÓN:

CLARO

ANÁLOGAMENTE, EL VALOR CRITICO DE Q PARA UN CLARO DE EXCAVACIÓN DADOPUEDE EXPRESARSE SEGÚN LA SIGUIENTE FORMULACIÓN:

2.5Qc = ( ESR x CLARO / 2 )

VALORES DE LOS PARÁMETROS INDIVIDUALES PROPUESTOS POR EL N.G.I.

DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS

1. DESIGNACIÓN DE CALIDAD DE ROCA R.Q.D.A. Muy mala O-25

B. Mala C. RegularD. Buena E. Muy buena

0-2525-5050-7575-9090-100

1. Cuando el RQD registrado sea < 10, se debe utili-zar un valor nominal de 10 para evaluar Q

2. Intervalo» de 5 m.l.e., 100, 95, 90, etc., dan un grado de exactitud su-ficiente.

2. NUMERO 0£ FAMILIAS 0£ FRACTURAS

Jn.

A. Macizo, sin o con pocas Fracturas

05-1.0

B. Un conjunto de fracturas 2

C. Un conjunto, m5s otras aleatorias C. Dos conjuntos de fracturas

349

I. Para intersecciones usar (3.0 „ .)„ )

E. Dos conjuntos, mas otras aleatorias F. Tres conjuntos de fracturas C. Tres conjuntos,más otras aleatorias

12 2. Para portales usar (2.0 x Jn )

H. Cuatro o más conjuntos, fractura-miento denso y aleatorio, etc.

15

1. Roca quebrada, suelos 2O

3. RUGOSIDAD DE FRACTURAS Jr.a) Contacto entre roca de cajas, yb) Contacto de cajas antes de 10 cmi de cizalle.A. Fracturas discontinuas 4

B. Ásperas o Irregulares, onduladas

3

C. Suaves, onduladas D. Lisas, onduladas E. Ásperas o Irregulares, planas

21.51.5

1. Sumar 1.0 si el espac lamiente del conjunto de fracturas relevantes es mayor que 3 metro».F. Suaves, planas 1.0

C. Lisas, planas.c) No hay contacto de cojas al producirse el cizalle.

H- Zona con minerales arcillosos en espesor suficiente para evitare! contacto de roca de

o.s1.0

2. Jr " 0.5 debe ser usado para fracturas planas y lisas que estén alineadas, considerando que el afincamiento esta orientado en el mínimu esfuerzo.

1. Arena, gravas o zona quebrada en espesor suficiente paro evitar el contacto entro roca de cajas.

1.0

ALTERACIÓN DE FRACTURAS •) Contacto de roca de cajas

i. Extremadamente sano, duro, no reblandecido, relleno impermeable.Paredes no alteradas, descoloramiento superficial solamente.

. Paredes levemente alteradas, revestimiento no reblandecido, partículas arenosas, de arcillas, etc.

. Revestimiento de arenas arcillosas, con pequeña porción de arcillas (no reblandecidas).

. Revestimiento de minerales arcillosos blandos o de baja Fricción (Revestimientos discontinuos, de 2 mro de espesor o menos).

b) Contacto de cajas antes de 10 cms de ciza I le.

Partículas arenosas, roca disgregada con presentí ia iiicnur de arcillas, etc.Fuertemente consolidado, relleno. de minerales arcillosos no reblandecidos (continuas, <5 mm espesor)Mediana a bajd consolidación, relleno con minerales arcillosos (continuas, <5 mm de espesor).Relleno con arcillas expansivas (Hontílior I 1 Ion! la) . Continuas , < 5 mm espesor. El valor de J depende del porcentaje, tamaño de partículas y la presencia de agua.c) No hay contacto de cajas al producirse el cizalle.

1. Zonas o bandas de roca desintegra" i. da o quebrada y arcilla (ver G, tí e I para condiciones arcillosas.).

I. Zonas o bandas de barro o arenas arcillosas, pequeña porción de arcillas (no reblandecidas).

1. Zonas o bandas gruesas y continuas 1. de arcillas (ver G, H y J para con '. diciones arcillosas).

2. Valores de 0.. (ángulo del'ric-cion residual), son indicadas como una guía aproximada Ja las propiedades mineralógicas de los productos de alteración, si hay

presencia,DESCRIPCIÓN VALOR NOTASFLUJO DE AGUA

Excavaciones secas, flujo mínimo, l.c.<5 It/min. en forma locali-zada.Flujo o presión moderada, lavado de rellenos de fractura en forma ocasional.Flujo o presión altos, en roca competente con fracturas sin re-1 leño.Flujo o presión altos, considerable lavado de rellenos.Flujo o presión excepcionalmente altos al momento de la excavación

, decayendo en el tiempo.Flujo o presión excepcionalmente altos sin disminución en el tiempo.

Los factores C a F son es-timaciones brutas. Aumentar JW si hay Instalaciones de drenaje.

Problemas especiales causados por formaciones de liie-lo no son consIderodos.

6. FACTOR REDUCTOR 0£ ESFUERZOS

a) Zonas de debilidad intersectan la excavación, las cuales pueden provocar levantes cuando el lúnel es excavado

Presencia de muchas zonas de debilidad, con contenido de arcillas o roca químicamente desintegrada, roca de contorno débil (cualquier profundidad).Zonas de debilidad simples, con contenido de arcillas o rocas desintegradas químicamente (profundidad de la excavación <50 m).Zonas de debilidad simples, con contenido de arcillas o rocas dss-Integradas químicamente (profundidad de la excavación > 50 ni) .Zonas de cizalle múltiples en roca competente (sin arcillas), con perdida de roca de contorno (cual quier profundidad).Zonas de cizalle simple en roca competente (sin arcillas). Profundidad de la excavación <50 m.Zonas de cizalle simple en roca Compotcnte (sin arcillas). Profundidad de la excavación >50 m.Fracturas abiertas, densamente fracturado (a cualquier profun-dld«d).

1. Reducir estos valores de SRF de 25 a 50» si las zonas de cizalle relevantes Influencian pero no Intersectan la excavación.

DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS

SRF

b) Roca competente, problemas deesfuerzos.

H. Esfuerzos menores, cerca de superficie.1. Esfuerzos medianosJ. Esfuerzos altos, estructura muysolida (usualmcntc favorable parala estabilidad, podría ser desfavorable para la estabilidad délascajas).K. Explosiones de roca ligeras (rocamaciza).L. Explosiones de roca fuertes (rocaMaciza).c) Roca deformable, flujo plástico de roca incompetente bajola influencia de altas presiones.

M. Deformación moderadaN. Deformación importanted) Roca expansiva, actividad expansiva química dependiendo dela presencia de agua.0. Expansión moderada0. Expansión importante

^./l '1/ff sur

'•100 k(J <.3soo-io li'-.«s i.a

10-S M-.11 .»-»

s.-ts .ss-.n f-io

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S-IO10-tO

9-1010-ÍO

2. Para un campo de fatigasvírgenes fuertemente anisó-tropo (si ha sido medido):cuando 5 < 01/03 < 10, reducir Oc y üf en un 20'';•Cuando 01/03 > 10 reducir Ocyüt en k0%. o^ - resistencia a la compresión simple; ü^ " resistencia a latracción (point load); oíy 03 esfuerzos principales |mayor y menor.

3. Hay ppcos casos registradoscuando la profundidad délalabor es menor que el anchode és'te. Se sugiere incrementar el SRF de 2.5 a 5.0para es.tos casos (ver H) .

MECÁNICA DE ROCAS

CONDICIÓN DE ESFUERZOS ALREDEDOR DE EXCAVACIONES1. INTRODUCCIÓN

Se entiende como sostenimiento el conjunto de elementos que se colocan en una excavación subterránea para contribuir a su estabilización.

Según esta definición, el trabajo que debe realizar el sostenimiento está intimamente ligado al reajuste tensional que se produce en el terreno como consecuencia de la realización de la excavación. Por ello, para comprender lo mejor posible el papel que juega el sostenimiento, lo cual es imprescindible para poderlo diseriar adecuadamente, es necesario tener muy claro cómo se desarrolla el reajuste tensional inmediatamente después de realizar una excavación subterránea.

En el caso de los túneles, como en la mayoría de las excavaciones subterráneas destinadas a uso civil, se suele colocar un revestimiento que asegure que la calidad de acabado de la obra es adecuada al uso a que se destina la obra. Normalmente, el revestimiento se coloca una vez que la excavación ya ha sido estabilizada por el sostenimiento: por ello, el revestimiento no se suele cargar una vez colocado. En esta situación la función estructural del revestimiento se limita a ofrecer un margen de seguridad adicional a la obra, en el caso de que el terreno o el sostenimiento se deterioren, o para hacer frente a fenómenos de carga diferidos en el tiempo.

Para poder enmarcar adecuadamente los métodos actualmente empleados en el diseno del sostenimiento de túneles, en los apartados siguientes se presentan sendos

resúmenes sobre la distribución de tensiones en torno a una excavación subterránea y sobre el comportamiento mecánico del terreno para, finalmente, realizar una presentación sobre los métodos actualmente empleados en el diseño del sostenimiento de túneles.

2. DISTRIBUCIÓN DE TENSIONES EN EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS

Al realizar una excavación subterránea el estado tensional del terreno se altera a consecuencia de sustituir la resistencia del terreno excavado por la del sostenimiento. La distribución de tensiones que resulta depende de numerosos factores, entre los que cabe destacar: estado tensional existente en el terreno antes de hacer la excavación, comportamiento mecánico del terreno, forma de la excavación, tipo de sostenimiento y secuencia de su colocación.

Hasta los años 70, la posibilidad de calcular la distribución de tensiones alrededor de una excavación subterránea estaba muy limitada por el hecho de tener que recurrir a formulaciones analíticas que sólo se podían obtener, con cierta facilidad, para formas de excavación sencillas, normalmente la circular, y estados de tensión natural simples como el hidrostático.

Con el desarrollo de la informática, a partir de los años 80. la utilización de programas de cálculo numérico aplicados a la resolución de problemas tenso-defonmadonales en modelos de elementos finitos ha facilitado notablemente el análisis de la distribución de tensiones alrededor de una excavación. Por ello, es dedo que hoy es económicamente posible estudiar la distribución de tensiones en tomo a una excavación de forma cual-quiera, con la más variada disposición de terrenos y con la distribución del estado natural de tensiones que se desee.

En el apartado 4.2.1.2 se presentan con detalle las posibilidades que ofrecen los programas de cálculo numéricos para diseñar el sostenimiento de los túneles; pero, para comprender mejor el mecanismo del comportamiento del terreno ante el

reajuste tensional que genera una excavación subterránea. en los apartados siguientes se pre-sentan algunos modelos elementales que se consideran muy ilustrativos.

2.1. Terreno con comportamiento elástico

En el caso de una excavación circular, realizada en un terreno homogéneo y elástico, sometido a su campo inicial de tensiones hidrostático. considerando coordenadas polares centradas en la excavación, la distribución de tensiones en el terreno puede calcularse a partir de las fórmulas de Kirsch (1898):

radial o¡, las ecuaciones (2.1.b) se transforman en:

En la Fig. 1 están representadas o, y o,, homogeneizando las distancias polares r con el radio de la excavación R.

A partir de esta figura se pueden obtener las siguientes conclusiones:

• El mayor valor de la tensión circunferencial se produce en el perímetro de la excavación; r = R, y está definido por Ogn = 2 Oa - o,.

• El menor valor de la tensión radial se produce precisamente en el perímetro de la excavación y coincide con la presión que aporta el sostenimiento.

• En el caso de que no se coloque sostenimiento alguno, o, = 0. la excavación es perfectamente estable siempre que el terreno, en el perímetro, sea capaz de soportar el estado tensional definido por Oa=20ayo,=0. Este estado tensional equivale a someter al terreno a un ensayo de compresión simple hasta alcanzar una presión máxima de 2 Og.

En el caso de un campo hidrostático, K = 1 y

resultan las conocidas expresiones:

Si se considera que existe un sostenimiento, capaz de transmitir al terreno una presión

Si el terreno situado en la periferia de la excavación, durante el proceso de compresión que supone el incremento de la tensión circunferencial hasta alcanzar el valor doble de la de campo, no puede resistir elásticamente la presión que se le aplica plastificará. Si este proceso de carga es suficientemente intenso, se llegará a producir la rotura del terreno.'

El comportamiento del terreno en la postrotura puede encuadrarse entre dos situaciones limite:

Figura 1. Distribución de tensiones alrededor de una galena circular excavada en un medio elástico con campo hidrostático de tensiones (Romana, M,. 1984).

• Rotura frágil: el terreno, una vez alcanzada la tensión máxima que es capaz de soportar, pierde bruscamente su resistencia.

• Rotura dúctil: el terreno, una vez alcanzada la tensión máxima que es capaz de alcanzar, la mantiene hasta llegar a una deformación unitaria limite en la que se disgrega.

En la Fig. 2 se presentan esquemáticamente estos dos comportamientos limite, aunque, como es lógico, en la realidad los terrenos suelen presentar un comportamiento intermedio entre la ductilidad y la fragilidad.

Para poder realizar los cálculos sobre la distribución de tensiones en una excavación realizada en un terreno elasto-plástico, hay que definir en qué condiciones se inicia la

plastificación y si el terreno en la post-rotura tiene un comportamiento frágil, dúctil o intermedio.

Para establecer el tránsito elasto-plástico se utiliza una relación tensional denominada Criterio da Rotura; durante muchos años el criterio de rotura más popular ha sido el de Mohr-Coulomb, que está definido por la conocida expresión:

Donde C es la cohesión y (t> el ángulo de rozamiento del terreno.

En términos de tensiones normales, el criterio de Mohr-Coulomb se puede escribir también de la forma:

cumpliéndose que:

De acuerdo con lo anterior, si al reajustar las tensiones tras la realización de una excavación el terreno plastifica, alrededor de ella, se producirá una aureola de terrenos plasüfi-cados. A medida que nos adentremos en el interior del terreno, desde la excavación, la capacidad resistente del mismo irá mejorando por efecto del confinamiento, de tal forma que. a una cierta distancia del centro, denominada Radio de Plastmcación, el terreno se comportará elásticamente.

El valor del Radio de Plastificación, R*. está dado por la expresión:

Figura 2. Comportamientos extremos de las rocas en la posl-rotura

La distribución de tensiones alrededor de una excavación realizada en un terreno que plastiftque es distinta según que el comportamiento del terreno en la post-rotura sea dúctil o frágil.

2.2.1. Terrenos con rotura dúctil

En las excavaciones circulares realizadas en un medio homogéneo y plastificado, con comportamiento dúctil y sometido a un estado.

Hay que tener presente que estas expresiones

se han obtenido basándose en el criterio de Mohr-Coulomb; lo cual quiere decir que una vez que el terreno plastifica, cuando se alcance el estado tensional definido por (2.2.a) ó (2.2.b), éste se sigue deformando indefinidamente manteniendo la presión máxima que ha logrado- alcanzar. Esta situación pocas veces, se da en el comportamiento real del terreno; por ello, en la medida en que el terreno plastifique intensamente. el criterio de Mohr-Coulomb probablemente dejará de ser realista.

En la Fig. 3 se presenta la distribución de tensiones, obtenidas a partir de las expresiones (2.2.a). En esta figura se ha incorporado la variación de las tensiones en el tramo elástico, que se calculan por las expresiones (2.1.b) para r > R*. Para poder observar la diferencia entre el comportamiento elástico y plástico se ha superpuesto en la Fig. 3 la distribución de tensiones que correspondería a un comportamiento elástico del terreno.

De la observación de la Fig. 3 se pueden extraer las siguientes conclusiones:

• El valor máximo de la tensión circunferencial ya no se encuentra en el perímetro de la excavación, sino que está situada.

COMPORTAMIENTO ELÁSTICO COMPORTAMIENTO ELASTOPLAST1CO-DUCT1L

Figura 3. Distribución de tensiones alrededor de una galería circular excavada en un medio homogéneo, con comportamiento elasto-

plástico dúctil en un campo hidrostático (Romana, M., 1984).

en la transición entre el terreno con com-portamiento plástico y elástico, definida por el Radio de Plastificación.

En la transición entre el comportamiento plástico y elástico del terreno no existe discontinuidad entre los valores de la tensión circunferencial.

En el perímetro de la excavación el valor de la

tensión circunferencial, que sigue siendo la tensión principal mayor, es sensiblemente menor que el que se produciría en el caso elástico. Esto es coherente con el hecho de que el terreno del perímetro no ha soportado elásticamente el incremento de presión circunferencial y se ha roto, con lo cual debe soportar un nivel tensional menor que si no hubiera plaslificado. La tensión radial que existe en el perímetro se corresponde con la que está siendo soportada por el sostenimiento, Oí.

• En el caso de que no exista sostenimien

to, o, = O, la excavación puede ser estable, si el terreno admite el estado tensional resultante.

2.2.2. Terrenos con comportamiento frágil

En los terrenos con comportamiento elasto-plástico frágil es preciso definir cual es su comportamiento en la post-rotura. En el caso de un terreno rigurosamente frágil se puede admitir una pérdida instantánea de la resistencia a compresión simple, una vez que se alcanza la tensión máxima admisible en el terreno. En términos del criterio de Mohr-Coulomb esto quiere decir que, en la aureola de terrenos plastificados que rodea una excavación, se cumplirá:

siendo o,' y a,' las tensiones principales en el terreno plastificado.

Con estas hipótesis el radio de plastificadón, alrededor de una excavación circular, realizada en un medio homogéneo con comportamiento elasto-plástico-frágil. está definido por la expresión:

y la correspondiente distribución de tensiones en la zona plástica se puede calcular mediante las expresiones:

En la Fig. 4 se presenta la distribución de tensiones que se deriva de las expresiones (22.2a)

De la observación de la Fig. 4 se pueden . extraer las siguientes conclusiones:

• El valor máximo de la tensión circunferencial se encuentra, como en el comportamiento elasto-plástico-dúctil, en la transición entre el terreno plastificado y elástico.

• En la transición entre el terreno plastifica-do y elástico existe una discontinuidad en los valores de la tensión circunferencial. con un salto que se corresponde con el valor de la

resistencia a compresión simple; esto está en consonancia con los criterios de rotura adoptados: uno para el terreno plastificado, definido por (2.2.2.a) y el definido por el terreno elástico, según la expresión (2.2.b).

• En el perímetro de la excavación, el valor de la tensión circunferencial es mucho menor que el que se obtendría en un terreno dúctil: lo cual está de acuerdo con la menor resistencia del terreno frágil plastificado, ya que éste ha perdido toda su resistencia a compresión simple. La

COMPORTAMIENTO ELÁSTICO COMPORTAMIENTO ELASTOPLAST1CO-FRAGIL

Figura 4. Distribución de tensiones alrededor de una galería circular excavada en un medio homogéneo, con comportamienlo elasto-plástico frágil en un campo hidroslático (Romana, M , 1984).

tensión radial sigue coincidiendo, como es lógico, con la que soporta el sostenimiento.

En el caso de que no se coloque sostenimiento. o, = O, el problema no tiene solución pues la excavación colapsa.

ESFUERZOS Y DEFORMACIONES ALREDEDOR DE EXCAVACIONES

En todo macizo rocoso inalterado, existe un campo de esfuerzos originado por el peso de la roca superyacente; este campo sufre modificaciones al producirse la excavación subterránea.En el curso de las diferentes etapas de la excavación, estos esfuerzos modificados que podemos llamar "empujes de roca" son muy variables con el tiempo y posición, por tanto, es casi imposible la medición de sus dimensiones e intensidades.En la zona del macizo que circunda al límite de la excavación, se pueden crear contracciones que sobrepasan a las tensiones admitidas por la roca, entonces la excavación es inestable, por lo que esta roca circundante necesita ser soportada con el fin de conseguir equilibrio y estabilización.

La roca de la corteza terrestre está sometida a un estado de esfuerzos "in-situ", y cuando se efectúa una excavación estos esfuerzos se distribuyen y redistribuyen en las inmediaciones de ésta. Por lo tanto, es necesario conocer o estimar el estado de los esfuerzos pre-existentes. Es importante determinar que estas estimaciones se efectúan dentro del término "elástico", utilizado para describir materiales en los que el trabajo que se aplica sobre su cuerpo es totalmente recuperable, una vez que las fuerzas que originan las deformaciones han terminado.

Estado de Esfuerzos en Relación con la Morfología SuperficialImaginemos un pequeño elemento de volumen integrante de una masa rocosa, donde los esfuerzos actúan en términos de fuerzas generadas por el peso de la roca superyacente. En el gráfico 13 se considera cuatro condiciones de esfuerzos para sus correspondientes situaciones, en relación con la

Introducción

Campo de Esfuerzos

morfología de superficie.

1. Bajo una llanura, el esfuerzo vertical (o^) del elemento será el producto del peso de la roca (y), por la altura de profundidad (h,) en que se encuentra ubicado el elemento.

2. En el fondo de un valle, el esfuerzo vertical (a^) del elemento deberá ser sensiblemente mayor que el producto del peso de la roca por la altura de profundidad, a la que se ubica el elemento:

3. En el estribo del valle, el esfuerzo máximo (o^,) del elemento será el producto del peso de la roca (y) por la altura o profundidad (h^) y el esfuerzo (o) será el respectivo componente. Para efectos prácticos se considera:

En la cima de una montaña el esfuerzo vertical (o^) del elemento deberá ser sensiblemente menor que el producto del peso de la roca (y) por la altura o profundidad (h,), a la que se ubica el elemento. Para efectos prácticos se considera:

Estado de Esfuerzos en Relación con la Estructura Geológica del MacizoSe considera dos ejes alternativos para la construcción de un túnel, a través de un anticlinal, como lo muestra el gráfico 14. mientras el eje del túnel 1 resulta de mayor longitud (L, > L,); sin embargo, en el reparto de esfuerzos, el eje del túnel 2 tendrá condiciones de estabilidad más severas. Existe la posibilidad de que su costo final resulte mayor.

Gráfico 14Reparto de Esfuerzos en Túneles proyectados en un Macizo Rocoso Plegado (Ej. Anticlinal)

Estado de Esfuerzos en Relación a Condiciones de

Estratificación del Macizo RocosoEn un túnel que debe construirse a través de un macizo con estratificación inclinada, formando un ángulo (oe) con la horizontal, se originarán dos tipos de esfuerzos, el primero en dirección de los estratos (a^), debido a las presiones de cabecera, y un segundo (o.), en las zonas de aflojamiento en la periferia de la excavación, debido a las presiones de esponjamiento.

GlíHcotSEsfuerzos en túnel con estratificación inclinada

Para la determinación de los esfuerzos en las rocas se debe tener en cuenta las siguientes consideraciones hipotéticas:a. Que la zona en estudio esté compuesta por roca homogénea, isotrópica y

elástica, aunque esto es imposible, por cuanto la corteza terrestre no

cumple estas consideraciones. b. Que la roca esté sometida a la carga producida por el peso de la roca

encima de la zona en estudio. c. Que la zona en estudio esté afectada por consideraciones hidrostáticas.Igualmente, es imprescindible conocer las características físicas de la roca, sin lo cual no se podrán obtener resultados satisfactorios; estas constantes son:• Módulo de elasticidad de Young (E), a diferentes

Condiciones para la Determinación de los Esfuerzos

presiones.• Módulo de Poissón, a diferentes presiones (\}.• Resistencia a la compresión.• Resistencia a la tensión.• Permeabilidad, porosidad, efectos de la humedad

en la resistencia como inchamiento. astillamiento, etc., efectos debidos a cargas dinámicas, efectos por estar sometidos a grandes presiones "creep".

Para describir la mecánica de la inestabilidad causada por esfuerzos ind' dos, así como las medidas a tomar para controlar esta inestabilidad, es necesario conocer algunos conceptos básicos relativos a esfuerzos y deformaciones.Si nos imaginamos un elemento cúbico, tal como el que se representa en el gráfico 16, existirá una fuerza vectorial de tres componentes: uno normal (o) y dos tangenciales (x), actuando en cada cara del cubo; haciendo un total de 18 componentes para toda la figura geométrica. Para que el cubo se mantenga en equilibrio no debe existir desplazamientos traslacionales ni rotacionales y esto sólo se cumplirá si los esfuerzos en caras opuestas y adyacentes son ¡guales.

Luego, el elemento del gráfico 16 sólo requiere de 6 fuerzas componentes, como se indica en el gráfico 17, para especificar en un punto de un cuerpo sólido, entonces el elemento del gráfico 17 equivale a un sistema de tres fuerzas principales normales entre s( (p,, py pg), las cuales actúan sobre los ejes X, Y, 2, con los ángulos («:, p, y) respectivamente.

Graffco

Determinación de los Esfuerzos

En un campo tridimensional, los esfuerzos en un punto pueden expresarse en términos de magnitud y dirección, consecuentemente; para obtener la Información que sirva para la determinación de los esfuerzos en un sólido tridimensional serán necesarias seis mediciones, y para un campo bidimensional, tres mediciones. Por estas condiciones, en la actualidad no ha sido posible la medición directa de los esfuerzos en la roca, pero es valedero considerar otra propiedad que pueda ser matemáticamente relacionada con el esfuerzo. El procedimiento consiste en medir la deformación y luego calcular los esfuerzos por relaciones existentes entre estas dos propiedades.

Cuando un cuerpo sufre la acción de una fuerza, gráfico 18, se deforma para la mayoría de los materiales, incluso la roca, cumpliéndose la siguiente relación:Los esfuerzos son directamente proporcionales a las deformaciones, dentro de los límites elásticos del material.Por condición que impone el esfuerzo unitario axial (o^), en el cubo la deformación de éste está relacionada por las siguientes ecuaciones:

— deformación unitaria normal:

— (el material se contrae)

• deformaciones unitarias laterales:

Determinación de las Deformaciones

Gráfico 18

Si al cubo del gráfico 19 le restringimos la libertad para deformarse lateralmente, por aplicación de los esfuerzos normales (o) y (o,), las deformaciones lineales serán:

Gráfico 19

Si un cubo de roca en la corteza terrestre está sometido a la acción de los esfuerzos normales de compresión como se muestra en el gráfico 20, la relación que liga los esfuerzos principales (cr^, a, o^), y las deformaciones directas verticales y laterales (e^, e, e^), medidas en la dirección de tos ejes X, Y. Z, estarán expresadas por las siguientes ecuaciones:

Gráfico 20

Estas relaciones son válidas cuando el material se comporta isotrópica y elásticamente. Por consiguiente, conociendo el módulo de Young (E) y la relación de Poisson (k), es posible calcular los esfuerzos principales luego de haber efectuado la medición de la deformación.En un punto cualquiera de un cuerpo sólido, la deformación total puede ser una suma de la deformación normal y las deformaciones laterales o de corte, las que serán proporcionales a sus respectivos esfuerzos actuantes en dicho punto.Con un análisis similar al que se hizo para los esfuerzos, concluimos que las deformaciones existentes para un sistema tridimensional se podrán descomponer en tres deformaciones principales o normales (E^, e , E^), ocurriendo éstas a lo largo de tres ejes perpendiculares entre sí, consecuentemente, para un campo bidimensional existirán dos deformaciones principales o normales. En un campo tridimensional, las tres deformaciones principales y sus direcciones se determinan efectuando seis medidas de deformación. En un campo bidimensional, las dos deformaciones principales y sus direcciones pueden ser determinadas si se efectúan tres mediciones de deformación. Luego de obtener estas mediciones, se pueden oblonor los ontunryoB principnlon. F.l número de medidas de deformación requeridas en un campo tridimensional, podrían hacerse midiendo dos deformaciones en cada uno de tres taladros perforados perpendicularmenle y que casi intercepten en el punto que se desea conocer el esfuerzo, o posiblemente, aunque esto no se ha conseguido efectuando seis mediciones en un solo taladro, es decir colocando "gages" en el techo, piso y los costados del hueco.

Actualmente se utiliza un solo taladro y se hacen presunciones simplificato-rias para Interpretación de los resultados. Las deformaciones se miden en un plano perpendicular al eje del taladro, por consiguiente, los esfuerzos principales mayor y menor actúan en un plano normal al taladro y al esfuerzo que actúa a lo largo del eje del taladro no se le asigna valor.

SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO Y CURVAS CARACTERÍSTICAS

DESPLAZAMIENTO RADIAL

Figura 19. Curvas características de algunos sostenimientos (Hoek, 1960).

Figura 20. Curvas características de diversos bulo-nes (Stillborg, 1990).

SISTEMAS DE ANCLAJE DE LOS PERNOS DE ROCA

Figura 11. Sistemas de anclaje.

UTILIZACIÓN DEL CONCRETO PROYECTADO SEGÚN EL NATM

NUEVO MÉTODO AUSTRÍACO

ZONA PARTICIPANTE DEL SOSTENIMIENTO

SE DESCRIBE A CONTINUACIÓN UNA APROXIMACIÓN EMPÍRICA PARA EL DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO, SEGÚN PARÁMETROS DEFINIDOS POR BARTON Y BIENAWSKI.

SEGÚN LA CLASIFICACIÓN GEOMECAN1CA DE BARTON, CON EL ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA Q Y LA DETERMINACIÓN DEL PARÁMETRO ESR (EXCAVATION SUPPORT RAT10) PARA DIFERENTES TIPOS DE

EXCAVACIONES, PUEDE OBTENERSE UN SISTEMA DE SOSTENIMIENTO SOBRE LA BASE DE LA D1MENCION EQUIVALENTE (De=CLARO/ESR). CON ESTOS VALORES SE INGRESA AL ABACO DE CATEGORÍAS DE SOSTENIMIENTO ACTUALIZADO POR BARTON Y GR1MSTAD (1993) PARA DEFINIR EL TIPO DE SOPORTE A EMPLEAR. VER Fig.

SEGÚN LA CLASIFICACIÓN GEOMECAN1CA DE B1ENIAWSK1, CON EL INDICE DE CALIDAD DE ROCA RMR PUEDE CALCULARSE UN Q (Teórico) ANÁLOGAMENTE CON LA DETERMINACIÓN DEL PARÁMETRO ESR (EXCAVATION SUPPORT RATIO) Y SOBRE LA BASE DE LA D1MENCION EQUIVALENTE (De=CLARO/ESR) SE PUEDE TAMBIÉN INGRESAR AL ABACO DE CATEGORÍAS DE SOSTENIMIENTO Y OBTENER EL SISTEMA DE SOPORTE A EMPLEAR. VER Fig.

Q(Teórico) = e RMR – 44/9

Formulación Empírica de Q == f(RMR)Evaluación del ESR (Excavation Support Ratio}.

CLAVE TIPO DE EXCAVACIÓN ESR1 Excavaciones mineras temporales 3-5B Pozos verticales de sección circular 2,5C Excavaciones mineras permanentes, túneles

hidráulicos, túneles piloto, pozos planos, 1,6

D Cavernas de almacenamiento, plantas de tratamiento de aguas. túneles carreteros y ferroviarios de

1,3

E Cavernas hidroeléctricas, túneles de gran sección, excavaciones militares, emboquilles de túneles

1,0

F Instalaciones nucleares, estaciones de ferrocarril e instalaciones industriales

0.8

ABACO DE CATEGORÍAS DE SISTEMAS DE SOSTENIMIENTO

PRINCIPIOS BÁSICOS DEL N.AoT.M.

DISEÑO DE TUNEL Y CONSTRUCCIÓN CON EL NUEVO METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA (NATM)

DISEÑO DEL SOPORTE

SE DENOMINA SOPORTE AL CONJUNTO DE ELEMENTOS QUE SE INSTALAN DURANTE LA CONTRUCCION DE UNA LABOR SUBTERRANEA CON EL FIN DE COMPENSAR LOS DESEQUILIBRIOS DE LOS ESFUERZOS PROVOCADOS POR DICHA EXCAVACIÓN

EL OBJETICO DEL SOPORTE ES:

PROTEGER AL PEDRSONAL Y EQUIPOS.

ASEGURAR LA ESTABILIDAD DE LA EXCAVACIÓN.

PRIMCIPIOS BÁSICOS DEL N.A.T.M.

1.- LA PARTE MAS IMPORTANTE DE LA ESTRUCTURA DE UN TONEL ES LA MASA ROCOSA CIRCUNDANTE.

EFECTO DE Li OIIEIITACIQH DE LAS DISCONTINUIDAES

Clase Dip direción

Dip Descripcióninclinación

Efecto en la ejecu-ción túnel

0R 1 Cualquiera O°-20° Subhorizontal Desfaborable

0R 2 A O°-10° Perpendicular

20°-45° A favor avance

Favorable

B 45°-90| Muy favorable

C 20°-45° En contra avance

Desfaborable

0 45°-90| Regular

OR 3 50°-65°

OR 4 A 65°-90°Paralelo

20°- 45° Regular Regular

U 45°-90° Fuerte Muy desfaborable

Avance

2.- DEBE MANTENERSE LA RESISTENCIA ORIGINAL DE LA ROCA TANTO COMO SEA POSIBLE PORQUE ESTA ES EL ELEMENTO RESISTENTE FUNDAMENTAL.

3.- DEBE PREVENIRSE LA DESINTEGRACIÓN DE LA ROCA (LOOSENING) TANTO COMO SEA POSIBLE PORQUE ILLA CONDUCE A UNA CONSIDERABLE PERDIDA DE RESISTENCIA.

4.-CUANDO SEA POSIBLE DEBEN EVITARSE LAS CONDICIONES DE TENSIONES UNIAXIALES O BIAXIALES. ESTO ES DEBE BUSCARSE EL CONFINAMIENTO DE LA ROCA.

5.- LAS DEFORMACIONES DEBEN CONTROLARSE QE MODO DE QUE SE PUEDA PRODUCIR UNA ZONA DE PROTECCIÓN (ZONA PLÁSTICA) Y POR OTRA PARTEASE PUEDA PREVENIR LA DESINTEGRACIÓN DE LA ROCA.

6.- EL REVESTIMIENTO DEBE SER COLOCADO A TIEMPO, NI DEMASIADO PRONTO NI DEMASIADO - TARDE, Y LA RESISTENCIA DEL SOPORTE DEBE SER DOSIFICADA DE ACUERDO A LAS NECESIDADES.

7.- EL REVESTIMIENTO DEBE SER CAPAZ DE ADAPTARSE A LA DEFORMACIÓN MINIMIZANDO LOS EFECTOS DE FLEXIÓN, ESTO ES, DEBE SER FLEXIBLE.

8.- EL SISTEMA DE SOPORTE DEBE PERMITIR AJUSTES DE MODO QUE SI ES NECESARIO UN AUMENTO DE RESISTENCIA NO PIERDA FLEXIBILIDAD Y PUEDA COMBINARSE CON OTRAS TÉCNICAS. LOS ELEMENTOS DE SOPORTE QUE MAS SE ADAPTAN A ESTA FILOSOFÍA DE DISEÑO SON EL CONCRETO LANZADO, MALLA Y PERNOS DE ANCLAJE.

9.- LAS TÉCNICAS DE REFUERZO Y EL MOMENTO DE COLOCACIÓN SE DETERMINAN EN BASE A MEDICIONES DEL DESPLAZAMIENTO DE LA MASA ROCOSA.

- Línea de convergencia (horizontal H1,H2,H3 y diaconal D1,D2)

- Varillas extensométricas de posición múltiple (E1,.....E7)

- Anclajes de medición ( UI,...,U9 )- Celdas hidráulicas de presión en el shoterete

( tangencial T , radial H ).

Composición de un perfil principal de Medición.

Medidas de convergencia con alambre invar y diatomatic (sobre la base de 20 mt la precisión práctica es 2/100 mm. aprox.)

10.- EL TÚNEL DEBE CONSIDERARSE ESTÁTICAMENTE COMO UN TUBO DE PARED GRUESA, CONSISTENTE EN UN ANILLO FUNDAMENTAL DE ROCA Y EL SOPORTE O REVESTIMIENTO.

11.- COMO UN TUBO PUEDE ACTUAR COMO TAL SOLO SI ES CONTINUO, ES IMPORTANTE QUE SE CONSIDERE TODO EL CONTORNO DE LA EXCAVACIÓN (INCLUSO EL PISO).

12.- DEBE CONSIDERARSE EL EFECTO DE LAS ETAPAS DE CONSTRUCCIÓN Y EL EFECTO DEL TIEMPO EN EL COMPORTAMIENTO DE LA EXCAVACIÓN. EL PROGRAMA DE CONSTRUCCIÓN PUEDE SER UNA BUENA HERRAMIENTA PARA CONTROLAR EL COMPORTAMIENTO DE LA ROCA.

Secuencia de construcción para túnel carretero en Austria (Rabcewicz,)

13.- PARA PREVENIR CONCENTRACIÓN DE TENSIONES QUE DESTRUYEN LA ROCA, DEBEN EVITARSE LAS ESQUINAS Y PREFERIRSE LAS SECCIONES DE CONTORNOS REDONDEADOS.

4.- LA EXCAVACIÓN Y LA PRIMERA ETAPA DEL SOPÓRTE, FRECUENTEMENTE CONOCIDA COMO SOPORTE TEMPORAL, TIENE QUE CONSIDERARSE COMO PARTE DEL SISTEMA TOTAL DEL TÚNEL, PORQUE ELLA TIENE UNA INFLUENCIA SIGNIFICATIVA SOBRE LA ACCIÓN DEL SOPORTE FINAL. EN REALIDAD EL SOPORTE TEMPORAL ES EL PRINCIPAL ELEMENTO DE CONTROL DE LASDEFORMACIONES Y PERMITE ALCANZAR EQUILIBRIOS DEFINITIVOS.

CARGA RADIAL

NIVEL DE ESFUERZOS IN - SITU

CURVA DE REACCIÓN DEL TERRENO

15.- LA ESTABILIDAD DEBERÍA LOGRARSE EN ESENCIA MEDIANTE EL SOPORTE PRELIMINAR. EL REVESTIMIENTO INTERNO SIRVE ENTONCES PARA AUMENTAR LA SEGURIDAD. LAS TÉCNICAS DE SOPORTE QUE SE VAN A EMPLEAR PARA ASEGURAR LA ESTABILIDAD DEFINITIVA DEBEN PROTEGERSE PARA ACTUAR DURANTE EL LARGO PLAZO.

16.- SI EXISTEN FLUJOS DE AGUA SUBTERRÁNEA ES NECESARIO CONSIDERAR MEDIDAS DE DRENAJE.

BASE PARA EL ÉXITO DEL DISEÑO DE UN TÚNEL CON EL NAT.M.

ES CLASIFICAR LA ROCA EN EL FRENTE DE TRABAJO EN BASE A UN SISTEMA DE CLASIFICACIÓN GEOMECANICA, DESPUÉS DE CADA EXCAVACIÓN O VOLADURA-

LA CLASIFICACIÓN TIENE POR OBJETO EVALUAR LAS CONDICIONES DE LA ROCA Y RELACIONARLAS CON EL DISEÑO DE LA MALLA DE LA VOLADURA, PROGRAMAS DE INSTRUMENTACIÓN GEOMECANICA Y TIPO DE SOSTENIMIENTO.

1.0 INTRODUCCIÓN

El yacimiento de Huanzalá se encuentra a 250 Km en línea recta al norte de Lima, en el departamento de Huánuco, Región Andrés Avelino Cáceres.

La mineralización es típica de un proceso de reemplazamiento hidrotermal relacionado a un intrusivo pórfido cuarcífero. Es un yacimiento polimetálico con leyes de 0.4% Cu, 4.3% Pb, 10.3% Zn y 5.10 onz/TC Ag.

El principal método de explotación es el corte y relleno ascendente altamente mecanizado, con un nivel de tratamiento de 1,500 TMD.

Dadas las condiciones tectónicas donde se emplaza la mina, se realizan estudios geomecánicos de los sistemas de refuerzo en roca, empleando diversos tipos de sostenimiento como pernos pasivos y activos, para asegurar la estabilidad de las labores subterráneas.

Con la finalidad de cumplir con las sugerencias geomecánicas sobre la instalación de pernos de anclaje, mejorar las condiciones de seguridad y reducir costos en el rubro de sostenimiento, se optó por la compra de un empernador mecánico (Robolt H-320), adaptable a cualquier tipo de pernos de roca común. En el caso de Huanzalá, pernos cementados y "Sweilex".

2.0 CONDICIONES GEOMECÁNICAS EN LA INSTALACIÓN DE LOS PERNOS

Las rocas encajonantes de la estructura mineralizada en Huanzalá, biológicamente pertenecen a rocas sedimentarias de media a baja resistencia.

Los parámetros intrínsecos son:

Resistencia a la compresión uniaxial: 95 Mpa

Parámetros de "Hoek" y "Brown": m: 7.5 s<1

Las condiciones litoestmcturales en un 80% afectan la estabilidad de las excavaciones. Asimismo, debido a que no se puede deducir una orientación clara de las discontinuidades y para incrementar la capacidad de resistencia de la roca respecto a las tensiones, la mina utiliza como refuerzo la instalación sistemática de pernos activos ("Sweilex"), como pasivos (pernos cementados).

Además de los factores de rendimiento y economía señalados, la

adquisición del equipo Robolt H320 cumple con los requerimientos técnicos por la eficiencia en realizar los trabajos de refuerzo con pernos, según las recomendaciones geomecánicas, que han aumentado en un 100% la seguridad en las labores. Los resultados alcanzados han permitido también un control más eficaz del desprendimiento de rocas.

Dentro del análisis geomecánico son considerados también los siguientes parámetros para el trabajo de reforzamiento:

El estudio de reforzamiento de la mina está basado en los principios del NATM (Nuevo Método Austríaco de Tunelería), que señala que la velocidad de aplicación del refuerzo inicial es primordial a fin de evitar los movimientos de la roca inicialmente, manteniendo así la resistencia inherente de la roca. Con el equipo empernador, la colocación de los sistemas de refuerzo es inmediata.El mecanismo básico para estudiar el efecto de los pernos de anclaje en la mina es el efecto arco, que se logra con la colocación sistemática de los pernos (Figura 1). Los parámetros de longitud y espaciamiento entre pernos son los establecidos por los estudios de calidad geomecánica del macizo rocoso.

El equipo Robolt cuenta con una perforadora HL-300-S, diseñada exclusivamente para perforar según la calidad del macizo rocoso, reduciendo el riesgo de desprendimiento y alcanzando por ello buenas condiciones de seguridad.

FIGURA 1MODALIDAD DEL EMPEDERNADO SISTEMÁTICO EN LA MINA HUANZALÁ

En lo que respecta a la calidad de la instalación de los pernos cementados, el uso de un sistema moderno permite con éxito la inyección a alta presión de hormigón más cemento a granel, que asegura alcanzar el fondo del taladro empernado, a pesar de las desigualdades del mismo. .

En muchos tajos de la mina, por la luz de la sección no era posible instalar los pernos de anclaje, según el diseño (efecto arco). El equipo Robolt tiene un mayor alcance de empernado disponible y puede realizar operaciones de refuerzo en techos de una altura de más de 12 m, instalando varios pernos sin mover el equipo.

El equipo Robolt tiene un diseño superior en los sistemas hidráulicos, brazos y sistemas de comandos, por lo que logran, en un tiempo mínimo, un cambio de posición. Este equipo puede fijar la posición del brazo y la unidad de empernado de antemano, y se pueden colocar pernos en paralelo desde la misma posición.

TEORÍA GEOMECÁNICA DEL EFECTO ARCO

El concepto de arco describe el mecanismo mediante el cual la mayor parte de la sobrecarga generada por una excavación es transferida a los refuerzos de una galería subterránea. Está respaldado por observaciones "in situ" y por los resultados de pruebas de laboratorio en arenas y rocas fracturadas.

El peso de la roca existente entre los límites del arco estable del terreno y el techo de la excavación corresponde a la carga de roca que debe ser soportada para asegurar la estabilidad de la excavación. Las Figuras 2 y 3 ilustran las condiciones geométricas y mecánicas del efecto de la construcción de un arco. El volumen de roca en el arco está delimitado por los conos de compresión generados entre los extremos de los pernos de anclaje (Figura 2B). Esta compresión produce un incremento de la fricción y un aumento del confinamiento del macizo rocoso existente dentro del arco, de modo que la resistencia del macizo es elevada sobre la residual.

La Figura 3 ilustra el caso típico de la construcción de un arco en un medio rocoso de mala calidad, donde el campo de tensiones excede las condiciones de falla. La región que se encuentra fuera de la influencia de la galería no se desintegra por el confinamiento existente.

La capacidad de compresión del arco de roca se ilustra en la Figura 4, donde se indican todos los parámetros para su estudio según Bischoff.

EMPERNADO SEMIMECANIZADO

El sistema implica perforar taladros de 7'x 38mm de diámetro con jumbos electrohidráulicos que cuentan con viga telescópica, lo que permite mejorar los ángulos de posicionamiento del conjunto brazo-viga para lograr una excelente ubicación de los taladros.

Posteriormente, apoyados sobre un equipo LHD que opera como plataforma levadiza, se realiza el empernado (Sweilex y/o cementado).

FIGURA 2 CARACTERÍSTICAS DEL EFEOO ARCO

B) ILUSTRACIÓN DE ARCOS NATURALES Y ARTIFICIALES

Actualmente en la mina, el equipo LHD ha sido reemplazado por una camioneta Land-Cruiser qu una plataforma levadiza en la tolva, de un sistema de bomba y "mixer", para el inyectado de cemen

La relación de equipos y personal es la siguiente:

FIGURA 3 CONSTRUCCIÓN DEL EFEOO ARCO

Equipos:

1 Jumbo electcohidráulico con viga telescópica1 Scooptram 3.5 yd 3/camioneta Land-Cruiser1 Bomba eléctrica para sweilex1 Bomba eléctrica para perno cementado

Personal:

1 Operador de jumbo

1 Operador de scooptram /camioneta

1 Ayudante empernador

El ciclo de empernado, como promedio de 75 turnos controlados, registró los siguientes tiempos para el ciclo de empernado instantáneo semimecanizado (en minutos):

FIGURA 4 PARÁMETROS PARA EL ESTUDIO DEL EFECTO ARCO

A)

B) Notación de parámetros según Blachoff

Posicionamiento de la viga 0.40

Perforación 2.40

Inyección lechada de cemento 0.30

Introducción del perno más taco de madera 1.25

Total 4.35

(Hemos empleado el término "instantáneo" para referimos al trabajo en una parada sin considerar tiempos de posicionamiento y traslado de equipo).

Otros tiempos que deben ser distribuidos en el ciclo son (en minutos):

Carga y acondicionamiento Barra R-25 en la viga más descarga 8.50

Cambio de broca 1.10

Preparación lechada de cemento 5.05

Posicionamiento por parada 4.00

Instalación de camioneta 10.00

Tiempos muertos no previstos 8.00

Total 36.65

Rendimiento:

Perforación Mínimo = 8 tal.Máximo = 20 tal.

Empernado Mínimo = 8 tal. = 4.50 min/tal adicional = 8.85 minMáximo =18 tal. =2.00 min/tal adicional = 6.35 min

Productividad:2.25 pernos /hora-hombre 5.00 pernos /bolsa de cemento

Cabe señalar que no son necesariamente secuenciales las operaciones de perforación y la de instalación de pernos.

4.0 EMPERNADO MECANIZADO CON ROBOLT-H320

Con el sistema de empernado mecanizado se logra realizar el verdadero refuerzo sistemático, el cual permite ejecutar el binomio de refuerzo en roca "del taladro perforado - perno instalado" (ver Tabla 1).

El equipo Robolt -H320 electrohidráulico está diseñado exclusivamente para instalar pernos de 1.5m a 2.45m de longitud, del tipo barra estriada con lechada de cemento y perno Sweilex.

TABLA 1TIEMPO, RENDIMIENTO Y PRODUCTIVIDAD CON ROBOLT H320

Equipo:1 Empemador electcohidráulico Robolt H320

Personal:1 Operador de Robolt

Ciclo de empernado instantáneo mecanizado (en minutos):Posicionamiento de la viga 0.25Perforación 2.08Inyección lechada de cemento 0.67Introducción perno y doblado 0.50Total 3.50

Otros tiempos que deben ser distribuidos en el ciclo son los siguientes (en minutos):

Carga del carrusel por 8 pernos 4.30Cambio de broca 0.75Preparación lechadas de cemento 4.40Posicionamiento en parada 3.00Instalaciones + pulverizado Bolling 8.00Tiempos muertos no previstos 5.00Total 5.45

Rendimiento:Perforación Mínimo = 45 tal.Máximo = 75 tal.

Empernado Mínimo = 45 tal. = 0.55 adicional = 4.05 minutos

Máximo = 75 tal. = 0.33 adicional = 3.83 minutos

Productividad:12 pernos / hora - hombre 6 pernos/ bolsa de cemento

Los principales componentes del equipo son;Chasis articulado con tracción en las cuatro ruedas.

Motor diesel para traslado marca Deutz, modelo F6L912W Transmisión hidrodinámica Clark 11.6 Sistema de frenos con discos húmedos sellados en ambos ejes Freno de. estacionamiento y emergencia hidráulico-mecánico sobre

todas las ruedas Neumáticos 12 x 20 Cuatro gatas hidráulicas Unidad de empernado Bolting-Unit-BH-24-PSW Sistema hidráulico de control directo Motor eléctrico 440V/HZ-60 Power x45Kw.

TABLA 2 RESUMEN COSTO COMPARATIVO POR INSTALACIÓN DE PERNO CEMENTADOENTRE LOS SISTEMAS SEMIMECANIZADO Y MECANIZADO

Actividad Costo US$/perno Perno Cementado Semimecanizado

Costo USS/perno Perno Cementado Mecanizado

Costo US$/perno Ahorro

jumbo + Camioneta Sólo Robolt

Períoración con jumbo 3.19 - 3.19

Mano de obra 2.44 0.66 • 1.78

Barras R25 0.18 0.18 "

Brocas R25 0.41 0.38 0.03

"Shank" HL 300S 0.26 0.19 0.07

Coplas Reductores 32 /25 0.08 - 0.08

Fierro de 3/4" x 7' 3.50 3.50 --

Cemento 1.00 0.80 0.20

Tacos de madera 0.10 " 0.10

Equipo empernador 2.13 3.33 (1.20)

Costo Total 13.29 9.04 4.25

5.0 ANÁLISIS DE COSTOS

Se han determinado los costos unitarios por perno instalado y se han comparado con el costo del empernado semimecanizado, utilizando una camioneta implementada para este fin y el sistema de empernado mecanizado con el Robolt H320 (ver Tablas 2 y 3). La diferencia de productividad y la sensibilidad económica por mano de obra (Tabla 4), equipo de perforación (Tabla 5) y el estimado de inversión (Tabla 6), también han sido analizados.

TABLA 3RESUMEN COSTO COMPARATIVO POR INSTALACIÓN DE PERNO SWELLEX ENTRE LOS SISTEMAS SEMIMECANIZADO Y MECANIZADO

Actividad Costo US$/perno Perno Cementado Semimecanizado

Costo US$/perno Perno Cementado Mecanizado

Costo USS/perno Ahorro

jumbo + Camioneta Sólo Robolt

Perforación con jumbo 3.19 - 3.19

Mano de obra 2.44 0.66 1.78

Barras R25 0.18 0.18 -

Brocas R25 0.41 0.38 0.03

"Shank" HL 300S 0.26 0.19 0.07

Coplas reductoras 32 /25 0.08 - 0.08

Perno "Sweilex" x 7' 13.85 13.85 "

Equipo empernador 2.13 3.33 (1.20)

Costo Total 22.54 18.59 3.95

TABLA 4 SENSIBILIDAD DE AHORRO RESPECTO A LA MANO OBRA

Periodo Años

Número de Pernos Ano

Costo US$ Pernos Año S/Mecanizado

Costo ÜS$ Pernos Año M/Robolt.

Costo US$ Ahorro Año

1 27,000 65,880 17,820 48,060

2 54,000 131,760 35,640 96,120

3 81,000 197,640 53,460 144,180

4 108,000 263,520 71.280 192,240

TABLA 5 SENSIBILIDAD DE AHORRO RESPECTO AL EQUIPO DE PERFORACIÓN

Periodo Años

Número de Pernos Año

Costo US$ Pernos Año S/Mecanizado

Costo US$ Pernos Año M/Robolt.

Costo US$ Ahorro Año

1 27,000 143,640 89,910 53,730

2 54,000 287,280 179,910 107,460

3 81,000 430,920 269,730 161,190

4 108,000 574,560 359,640 214,920

6.0 CONCLUSIONES

1. Se ha determinado la rentabilidad de la inversión luego de la evaluación económico financiera, que ha arrojado una tasa interna de retomo de 31.47% y un VAN = 142,241 (ver Tabla 7).

2. El empernador Robolt es rentable para un mínimo de 27,000 pernos instalados por año de operación en un período de cuatro años.

3. El refuerzo de la mina está basado en los principios del N.A.T.M. (Nuevo Método Austríaco de Tunelería).

4. Con el ingreso del empernador Robolt-H-320 a la mina, se redujo el número de accidentes de personal y equipos en 65% por caída de rocas, siendo nuestro objetivo para el presente año alcanzar al número de accidentes "cero".

5. La sensibilidad de ahorro respecto a mano de obra más equipo de perforación demuestra que, para un horizonte de cuatro años, se obtiene un retorno de la inversión inicial.

6. Los logros alcanzados con el empernado mecanizado significan un ahorro de $4.25/perno para el caso del perno cementado y de $3.95/perno para los pernos Sweilex.

REFERENCIAS

Atlas Copeo. (1990). "Boltec Series, Full Mechanized Rock Rein-forcement".

Barton, N. and Bahtar, K. (1990). "Boíl Design Based on Shear Strength". Proc. of (he Syposium on Rock Mechanics. Vol. 20.

TABLA 6 ESTIMADO DE LA INVERSIÓN

Descripción Inversión directa

1 Empernador Robolt H-320Total inversión directa Capital de trabajo Gran total de inversión

Capacidad del empernador Días operación año Productividad Inversiones:Activo fijo (US$) Capital de trabajo (US$) Costos y gastos:

Costos de operación ($/perno)

Costos de ahorro ($/pemo)

Depreciación Activo Fijo 25

Estructura de la inversión (USS)

Préstamo

Aporte propio

Condiciones financieras del préstamo

Tasa de interés efectiva anual

Plazo en años

Período de gracia años

Forma de pago

De La Sota, P.G, y Bagioli, G. (1993). "Introducción del Empernado Mecanizado en el Mere;

Chileno". Congreso de Ingeniería Civil de Minas, Santiago-Chile.

TABLA 7 RENTABILIDAD ECONÓMICA DE LA INVERSIÓN

ANOS

Rubros 0 1 2 3 4

Inversiones 360,000

Saldo de Caja 38.044 118,414 172,298 252,756

Amortización 26,666 26,666 53,332 53,334

Intereses 15,750 15,750 15,750 15,750

Caja Económica (36,000) 80,460 146,650 241,380 321,840

TIR = 31.47%

VAN = 142,241

RockStrsss, Sugawara S Obaia (eds)© 1997 Balsama, Rotter-dam, ISBNW54W9017

Evaluation ofthe effect ofmine's rock bolts using a finite elements computer modeling

J.A.ArditoLaboratorium ofRock Mecharnos, The Pontifical Catholic University ofPeru, Lima, Perú G.De-La-Sota

Geomecánica Latina, Lima, Perú

ABSTRACT: This Study is a part ofa larger project called "Rock bolting System in Mining Excavation" that

aims to evalúate the different types of rock bolting used in mining . The first step was the evaluation of the Sweilex bolt which is the most recent system ofrock bolting.The particular goal ofthis study is the evaluation ofthe effects of Sweilex bolts in an arch ofreiforced rock. The effect of the stress distribution of the variation of bolt length and of the mesh spacing is taken into account. The evaluation include comparison with field data gathered in a Chilean mine.

The simulation algorithm ALCODER (Computational Algorithm ofRock Excavations) using finite elements techniques has been used. It is a two-dimension algoridun which allows the modeling ofthe stress behavior of the rock mass in a mining excavation (arch type) before and after the placing ofthe bolts.

The results obtained with ALCODER reveal the interactive nature of the load-defonnation phenomenon in rock mass and aiso in the support elements when the horizontal stresses are bigger than the vertical ones (bigorder cases). The variation of the bolt length and its spacing has noticeable effect on the rock mass stress distribution.

1 INTRODUCTION 1.1 General Aspecís

In mining the complexity and geometric layout of cxcavations origínate particular problems of slability. That is why the necessity ofcheaper design of support systems arises. The temporal characteristic of excavations makes necessary to optimizo Ihe support system perfomances as well. In this context, Mining Engineering has developed able support systems to leí reléase the stress of the geomechanical media by radial deformation in the openings, reaching the rock mass stress equilibrium in a low point of the rock mass - support interaction curve (fig. 1). It allows substantial resources economy. To save a substantial part of the resource originated by the search for more efficient support systems, the standard techniques have changed from extemal support (timber, steel and reinforced

concrete support) to intemal support (rock bolts, cables, etc.).

An importan! point to be mentioned and which found the interest of undertaking this study is the

fact that the design and placing of the intemal support are based on empirical modeis without considering the basic concepta of the

rock-stress interaction (3,4) which are :- The stress and strain of the excavation structure.- The capability of the stnicture to resist the stress

and strains.- The stress field generated in (he rock mass by

support.The analysis by numerical methods that may be processed

in high speed computers has simplified the analysis of supported rock structures. It allows the study of problems like :- The effect ofrock bolts on the stress distribution

ofthe rock mass.- The reduction of the probable fault zónes due to the

placing ofrock bolts or cables.

- The influence of the length of bolts and density ofthe rock bolts mesh.

The use of finite elements has allowed us to study the effect of a rock bolt (Sweilex one), taking into account the bolt length and the density of the rock bolt mesh on the stress distribution of rock mass (3,4).

RMKM.fTfUM(Fig 1) Rock Mass - Support inieraclion curve.

2.3 RockMass Background

The stability of a mining opening in a rock mass with high stress depends on the excavation and the magnitude and distribution of the stress around the opening.

2.3.1 Geometric Background

The studied excavation gcometry is a cross section otan arch type mining opening.

2 METHODOLOGY FOR EVALUATING THE EFFECT OF BOLTS ON AN ARCH OF REINFORCED ROCK

2.1 Numerical Methods

With résped to the proccssing of rock masses four basic types of numerical methods are under consideration: Finite Elements Method (FEM), Finite Differences Method (FDM), Boundary Elements Method (BEM) and Discrete Elements Method (DEM). The Numerical Methods used in this study are based on the numerical resolution of difTerential equations that govem the mechanical behavior of the rock masses. Due to the complex behavior of the material, simplifications of their characteristics have becn made. The solution of a problem is shown in a distribution fonn of main variables in the dominión considered, the variables are induced stress, strains and displacements (1).

2.2 Analysis Method Selection.

This research has used a simulation by finite element method in reason of its suitable capability of representing the main variables of rock. A usefül and versátil tool for this research (5,6,7,8) has bcen used, practically the problem has been treated in rwo dimensión using an Algorithm called ALCODER (6). This algorithm has been niodified to represent the stress ñeid generated by the use ofrock bolts (5). The interpretation ofthe results pennit us to:

- Identify the stress and strain conditions around the excavation.

- Know the efTect of the rock bolt on the stress distribution ofrock mass.

- Study the influence of rock bolt length and its mesh density on the rock mass stress.

2.3.2 Geological Background.

The main rock ofthe mine used for the simulation is Andesite, wherc the 80% of the económica! mineralization is presented.

2.3.3 Geomechanical Background.

The behavior ofrock under stress conditions is based on the Mohr-Coulomb failure criterion and the stress-strain rclationship by classical elasticity theory. The main gcomechanical parameters are showed in table 1.

2.3.4 Tectonics in-situ Background

The stress applied to the model are related lo the place wherc is simulated the rock bolt eiTect on the mining opening. The valúes of un and üy have bcen obtained in the literature (3). The valúes are showed in Table 2.

2.3.5 General Appraisal of Numerical Methods as Research Methods

In order to use a numerical code with confidence it

Table 2. Stressu o/Rock Mass On » 26267011^11'Ov-1929Ton/nr

2.4.2 INPUT'conditions

The compiled background with the mesh conditions are loaded to the simulation software by means of a file that is ordered as follows:

a) Number of elements - Number of nodes - Band width.

b) Number of nodes with boundary conditions -Number ofrock types.

c) Rock type-Geomechanical parameters (Table 1).

d) Node coordínales.

e) Node - Boundary conditions.

O Element - Four nodes - Rock type.

g) Elements and nodes excavated in the opening.

h) Stress system - Stress ratio.

(•0.1) Mwh o( Anto •iMrMnte (or M«M( Rock Bote An*y a: R*bMdFUteBe<MnteM««h

In order to simúlate the stress field generated on the rock mass, due to the rock bolt stress the in put conditions are loaded in the order as follows:

a) Excavated rock bolt holes, elements and nodes.

b) An additional in put file, called NOPPER allows the deñnition of the nodes that limit the bolt length and radial torces perpendicular to the positioning.

This file has the following characteristics:

- Total numbcr of bolts and radial forcé.

- In clockwisc direction, the bolt number and the bolt angle in the opening arch.

- Nodes that limits the bolt length

Concentration is set oniy on the ceiling and in the corners (blue color in fig. 4 and 5).

- When the opening is drilled it is clear in the rock-mass 'interaction curve (fig. 1) the drop

to a determinated valué ofstrain.

The radial forcé has been calculated with rockbolt tests in order to obtain the clastic constant K ofbolt (similar (o a spring). then the radial forcé is:

3.2 Rock Bolls effects

The alternatives investigated for the rock bolt simulation in the reinforced arch are showed in figures 6,7,8 and 9. In those figures, the increase of mean final stress ratio versus the original stress ratio is showed and its defínition is the following:

3 PRESENTATION OF RESULTS

The work aims to simúlate the rockbolt effect in the reinforcemcnt arch of rock in four different arrays

(see table 3).

3.1 Stress Concentration.

The stress concenüation system is given by the mean of final stress versus the mean of initial stress in each element ofthe model:

Where:

C is the Stress Concentration. (a + a) —— is the mean of final stress.

Due lo the opening geometry and the layout of rock bolt arrays, C is the most representative ratio for the system as a whole (see fig. 4 and fig. 5).

Considering as a background the interaction between the rock mass and support, the most important remarks are:

In graphical representation of stress Concentration simulation (fig. 4 and 5) it is evident that the initial opening, immediately shows lost of rock confinement on the excavation walls and floor, there are low stress Concentration (red color in fig. 4 and 5). On the other hand, the high stress.

Where:

Rl is the mean of the final stresses and initial stresses in each element.

R2 is the mean ofthe final stresses with the radial forcé of rock bolt and the initial stresses in each element.

In general, it is evident that a distinct phenomenon is happening considering the stress stale of the rock masses without rock bolts.

The stress increments supported by the clements are showed in the rock bolt effects (fig. 6,7,8 and 9). The important remarks are:

- It is clear that in the array of figure 9 the rock bolt effect generales an unifonn increased bulb around the excavation. Due to the rock bolts separation this array infiuence the reduclion of the potential fault zone.

- In figure 8, the increase of the rock bolt separation generales a less unifonn stress bulb.

- When the rock bolts length decreases from 2.2 m. to 1.50 m. the reduction of the bulb stress is evident.

- Due to the stress Concentration on the opening ceiling, parts of the rock bolt length (placed in the semicircle center of the excavation) do not exert any effect on the rock mass. This phenomenon is showed in all the arrays.

4 DISCUSIONS AND CONCLUSIONS

In this study the relationship between the main stress on a finite elements simulation model has been analysed.

The geometric conliguration of the simulated opening modifies the original tectonic conditíons, redistributing the in situ stress. As a result of this stress redistribution, there are sectors where there are compressed and relaxed rock.

In the rock mass - suppon interaction curve ofthe excavated opening (fig. 1), the constitutive rock must be suited to an equilibrium conditíon. This implies the defonnation of rock toward the free face ofthe excavation.

The percentage of confined elements in function of the total number of model elements, indicates the influence of rock bolt density on the stress distribution on rock mass.

The most important differcnce is given by the size ofthe increment bulb of stress around the excavation in each array.

The array showed in fig. 9 is the best array for the mining opening studied.

Finally al) this rcsearch will vary if there are another in put simulation conditions, but the procedures wouid be similar to the one used herc.

REFERENCES1. Alejano, L. and Ardito J.A., "Numerical Mcthods in Rock Mcchanics", Inlercampw Research Peru-Spain, University ofVigo, Spain,

1997

2. Atlas Copeo MCT. "The Swcllex Rockbolt Systcm", Information Bullelin, 1990.

3. DeLaSota, O., "Applicatíon of Sweilcx in Bolivian and Peruvian Mines", Iniemal Reports. Alias Copeo o/Perú, 1995.

4. DeLaSota, O., Efecto del Perno Sweilex en el arco de Roca Reforzada. M Se Thesis. University of Chile. 1995.

5. Krstulovic, L. and Cabello C., "Geomechanics for Rock Excavation Design", Minerales, Vol. 43, 1989.

6. Kenneth, H., The Finile Elemení Method for Engineers, New York, 1975.

7. Kulwahy, F., "Analysis of Underground Opening in Rock by Finite Elements Mcthods", Final Technical Report, Syracusc University, 1972.

8. Zienkicwicz, O., The Finile Element Afelhod, 3rd Edition,McGrawHill,1977.

BENEFITS AND LIMITATIONS

The use of a numerical model means obtaining an approximated solution of the real solution of the considered model. In our case the model

represents the rock mass as a lineal and clastic continuum reinforced with rock bolts with lineal and elastic characteristics. For this reason the numerical method is approximation and its result must be interpretated with care. In this study it wouid be very difíicult to have the certainty that the happening phenomena, when the simulations are made, correspond exactly to what might be happening in a heterogeneous rock mass. We may conclude that while there is no validation with Held data, the model shouid not be considered as a kind of dimensioning a rock bolt array. We have to study more an adjustment of the model for each case. It couid be by means of the observation and analysis of rock and support elements, whose rcsults will show the dynamism of an opening mine in accordance with the exploitation method.

The ALCODER methodology has showed to be suitable to evalúate the stress behavior of a rock mass, before and after the placement of bolts, because this program has several interchangeablc routines. by means ofthem was easy to effect all the simulation process of the reinforced mining opening with rock bolts.

Las operaciones más peligrosas y que requieren de un trabajo especializado en la minería y excavaciones subterráneas de obras civiles, han sido desde hace mucho tiempo el desatado y el sostenimiento, como medidas de refuerzo, para lograr una mayor seguridad en las operaciones unitarias propias de la explotación de minas.

En las minas de Europa y Norteamérica se han probado y desarrollado continuamente distintos sistemas de soporte de roca, desde principios de la decada de 1950. El control de la caída de roca ha incluido detallados estudios geológicos, innovaciones en geomecánica y mecánica de rocas, la introducción de distintos tipos de perno de anclaje, la prueba y el desarrollo de equipos mecanizados para el desatado y empernado de roca, así como técnicas para el rociado con el concreto lanzado.

La ocurrencia de accidentes en las minas, especialmente por h caída de mra-s. nn es más que la consecuencia del desfase entre las nuevas tecnologías.

Lo más resaltante de estas innovaciones es acercarse al objetivo de accidentes cero, lo cual redunda en el costo de operación. Es también importante el costo de oportunidad que ocasionan los accidentes, por la mala técnica del trabajo, a falta de criterios geomecánicos en la explotación de una mina.

1. EL PROBLEMA DEL . -SOSTENIMIENTO EN LAS MLNAS

1.1 Objetivos

El soporte tiene por objetivo :

- La seguridad de las personas que permanecen en la cavidad por alguna razón.

- Asegurar que la cavidad pueda cum-nlir la fundan, nara. la cual fw. excavada.

En minería, debido al tamaño, complejidad y posición relativa,'las; excavaciones tienen particulares problemas de estabilidad. Ya que los mineros

están ocupados gran parte de su tiempo en extraer minerales, el soporte de las excavaciones productivas debe ser tarea principal y no al contrario.

1.2 Condiciones del problema de la caída de rocas Para llegar a una solución racional, ( económica y segura es necesario considerasen el contexto global el aspecto eco- ¿ nómico y la factibilidad técnica; seguidamente debemos representar la realidad de un modelo técnico que reduzca

3 el problema de la caída de rocas a favor

de los fenómenos esenciales; es necesario definir el sistema, informamos sobre I

es la clave para prevenir la descompresión del macizo rocoso y así evitar la caída de rocas.

Las condiciones y propiedades del considerable importancia para .definir cómo y cuando se controlaría deformaciones. La respuesta del y soporte a la carga también interesa. demos necesitar flexibilidad y adaptación; del soporte respecto al terreno.

Solamente hasta un determinado valor de deformación. Ahora, para limitar la deformación radial se necesita una presión de soporte interna P, indicada por los puntos B y C, donde el primero representa la curva de reacción de un soporte muy rígido, y el segundo la curva de reacción de un soporte apropiado, donde se estaña llegando al equilibrio entre las presiones de roca y del soporte. El punto "D" representa la curva de reacción de un soporte instalado muy tarde, o el soporte usado es muy flexible. Esta situación no es satisfactoria para la estabilidad de una galena, ya que cualquier deformación adicional demandará un incremento en la presión de soporte. Si la curva de reacción del soporte no llegara a intersectar a la curva de reacción de la roca, se producirá el colapso de la excavación. Si reflejamos este gráfico a los trabajos de sostenimiento que realizan las minas en el Perú, nos daremos con la gran sorpresa de que gran parte de los accidentes por caída de roca se producen en el punto D. Razón suficiente para tomar acciones drásticas en las minas que ejecutan un mal diseño de sostenimiento.

Los procedimientos de análisis y diseño del soporte se deben simplificar, pero deben basarse en los esquemas de la interacción Medio Geomecánico-Soporte.

2.1 Concepción básica del soporte .

Es posible observar que se logra economía si aprovechamos la capacidad de autosoporte del medio.

El sistema de soporte es una ayuda que refuerza el medio para que se sostenga a sí mismo.

Se puede demostrar que este concepto es razonable y posible. El principal papel de los pernos de anclaje es evitar movimientos hacia la abertura e incrementar la capacidad de la roca respecto de las tensiones tangenciales. El incremento-se logra al transferir menas lejos de la abertura, donde son disipadas en forma segura. El principal medio de transporte es la roca misma. Otro ejemplo es el soporte de una abertura por Shocrete

colocado luego de excavar. Este revestimiento impide los movimientos y relajación de la roca, pudiendo soportar más carga que el sistema convencional.

CONCLUSIONES

Dadas las innovaciones en geomecánica de los soportes, en las minas del mundo se han reducido al mínimo los accidentes por caída de rocas.

En nuestro país la gran minería aplica esta tecnología, dando lugar a índices más bajos de frecuencia y severidad de accidentes que cualquiera de los otros estratos de mediana y pequeña minena.El input geomecánico en la mediana y pequeña minena es escaso y/o no existe, a pesar que diariamente en forma indirecta ocurren los problemas asociados a la geomecánica. Al respecto, es necesario implementar una culturización del profesional para enfrentar y resolver situaciones contingentes en un marco de entendimiento común, normalizado y establecido regularmente a través de programas de entrenamiento o capacitación de todas las áreas, en geomecánica.Realizar un plan de seguridad con la geomecánica incluida, permitirá exigir diseños básicos de sistemas de

CARGA RADIAL

CURVA DE REACCIÓN DEL SOPORTE DEFORMACIÓN RADIAL (U)

TEMARIO:

A. OPERACIONALES: Evaluación técnico - económica

- Rendimiento / productividad-Costo

B. GEOMECANICA: Evaluación Geomecánica del sistema derefuerzo.- Condiciones del macizo rocoso.- Patrón de empernado: mina vs. evaluaciones in-situ- Pruebas Geomecánicas (bajo normas): tracción, otras .Terreno

- Antecedentes geológicos/geotécnicos . Urologías presentes . Geología estructural. Calidad de Roca (Q, RMR. Laubscher) . Propiedades físico - mecánicas . Campo de esfuerzos

- Evaluación comportamiento pernos en terreno . Evolución de daños sistema roca - refuerzo . Documentación gráfica

- Calibración (validación del modelo computacional) . Capacidades/limitaciones del modelo Modelo numérico vs comportamiento terreno

C.- APLICACIÓN DEL CONCRETO LANZADO COMO ELEMENTO DE SOSTENIMIENTO.

- CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

INSTRUMENTACIÓN GEOTECNICA

1. INTRODUCCIÓN

En una excavación subterránea, el diseño del sostenimiento se basa en la experiencia, estudios geológicos, métodos empíricos y cálculos teóricos. Tal sostenimiento puede encontrarse lejos del idóneo, principalmente porque las propiedades del terreno y su comportamiento ante la excavación no son exactamente conocidos, además de que la naturaleza de los movimientos y tensiones alrededor de la excavación pueden variar de un punto a otro. Esto implica que, en muchos casos, los sostenimientos sean sobre-dimensionados o infradimensionados, causando problemas de inestabilidad. Por lo tanto, la aproximación a posteriorí. es decir, durante la construcción, está dando paso a la instrumentación sistemática, siendo la tendencia actual la integración de los instrumentos de control como parte del diseño y control general de la construcción para contrastar experimentalmente las hipótesis iniciales y modificarías si es preciso.El conjunto de labores necesarias para el control del comportamiento de una excavación subterránea se engloban bajo el término auscultación, siendo esencial contemplar las siguientes fases, desde el momento inicial de la concepción hasta la total instrumentación:a) Previsión del comportamiento de acuerdo a las condiciones del terreno.

b) Selección de parámetros a auscultar, cuya medición pueda resultar eficaz para reflejar el comportamiento del terreno.

c) Selección de los instrumentos adecuados para medir las magnitudes elegidas.

d) Obtención e instalación de los instrumentos seleccionados.

e) Lectura, mantenimiento y protección de los mismos.f) Presentación y análisis de los datos obtenidos, comparando los resultados reales con los previstos en la fase de diseño.

Existe una larga lista de instrumentos para la auscultación de obras subterráneas, aunque en este capitulo no se realiza un examen detallado de todos. Se hace mención de los más importantes, asi como de sus técnicas de medición, y un breve comentario del resto, dejando a los interesados en algún aspecto especifico la consulta de los catálogos de los fabricantes de instrumentos, con información más abundante y detallada.

Los datos de la auscultación deben correlacionarse con las observaciones geológicas de la excavación, para lo cual es imprescindible la presencia de personal especializado. responsable del seguimiento. Los datos geológicos son necesarios para una correcta interpretación de la auscultación y la consiguiente toma de decisiones.Por otro lado, el control de la ejecución, fundamentalmente del proceso constructivo, también tiene una gran importancia para el sistema general de auscultación y el posterior análisis de los datos obtenidos.En los apartados siguientes se describen las magnitudes cuyo control puede ser significativo en los problemas relacionados con las obras subterráneas, los sistemas de medida existentes y, por último, el control geológico-geotécnico de la excavación.

2. INSTRUMENTACIÓN

La instrumentación puede ser una ayuda muy útil en la construcción subterránea al eliminar inseguridades sobre aspectos como la carga sobre el sostenimiento de la excavación, el efecto de la construcción del túnel sobre movimientos del terreno y posibles asientos de edificios, aguas subterráneas y el efecto de las vibraciones producidas por voladuras sobre construcciones cercanas o el medio ambiente.La seguridad durante y después de la construcción es de importancia vital en los trabajos subterráneos. Sin embargo, un excesivo conservadurismo encarece la construcción La instrumentación puede suministrar la necesaria seguridad mientras permite mantener los coeficientes de seguridad dentro de márgenes aceptables. Tras la construcción, este aspecto también puede ser evaluado mediante la auscultación a largo plazo, particularmente importante en los casos donde cargas y deformaciones puedan variar con el tiempo. Es decir, es muy útil tanto desde el punto de vista del diseño como

el de la seguridad y economía de construcción. El comportamiento post-cons-trucción también puede ser auscultado por si se requieren medidas correctoras o para el análisis de las causas de las posibles roturas. Por lo tanto, se debe considerar a la instrumentación no como una opción sino como una parte esencial de las labores en la construcción subterránea.

Por otro lado, un uso excesivo de la misma tiende a incrementar el número de programas de instrumentación, con aporte de información poco útil en algunos casos, por lo que dicho programa debe estar en estrecha relación con los parámetros efectivos de diseño y los problemas de construcción, debiendo ser organizado y llevado a cabo en coordinación con el personal de diseño y construcción.

2.1. ObjetivosLa instrumentación es instalada para medir y auscultar las condiciones in situ sujetas a cambio, entre las que se incluyen:

- Movimientos superficiales- Movimientos en el interior del terreno- Presiones del terreno e intersticiales- Esfuerzos sobre elementos estructurales,

El control se realiza por los siguientes motivos, tanto antes como durante y después de la construcción de la excavación subterránea:

Antes de la construcción: para contar con la información necesaria para el diseño de las excavaciones. Esta información Incluye datos sobre el módulo de deformación, resistencia de la roca y estado de tensiones in situ.

- Durante la construcción: para auscultar cargas, tensiones y deformaciones que confirmen la idoneidad del diseño o proporcionen las bases necesarias para su cambio.

- Después de la construcción: para controlar la evolución de tensiones y deformaciones como prevención frente a posibles roturas.

En el planteamiento de un programa de instrumentación, los pasos iniciales corresponden a la determinación de las magnitudes que deben ser medidas y la selección de los instrumentos necesarios para realizarlas', no debiendo despreciarse la sencillez, solidez y confíabilidad, ya que los equipos se someten a unas condiciones difíciles de temperatura, humedad y uso. Un plan detallado de instalación, calibrado, toma de datos, registro, procesamiento y análisis completan el programa de instrumentación.En la publicación Underground Excavations in Rock, de Hoek y Brown (1980), se recoge una lista, formulada inicialmente por Lañe, K.S., Field Test sections save cost in tunnet suppon, publicada por ASCE (1975), con los errores más comunes que presentan los programas de control por instrumentos para túneles. La lista de Lañe, que puede ser aplicada a cualquier tipo de excavación subterránea, contempla los siguientes aspectos:

a) Poca planificación sistemática: cuál es la información que se necesita, qué variables se tomarán en cuenta para el control. Falta de interés para las condiciones geológicas y para la necesidad de controlar algunos métodos de construcción.b) Las características iniciales del comportamiento no están bien definidas (a partir de las cuales se tendrán que medir los movimientos posteriores importantes). Los instrumentos se instalan demasiado tarde o se instalan y no se usan por las dificultades de acceso.

c) Inexperiencia del personal de instalación y control. Muchas veces no son capaces de detectar un mal funcionamiento de los instrumentos o de advertir las señales de inestabilidad.

d) la evaluación e interpretación no se hacen inmediatamente en el campo. En algunos casos, el retraso que implica el envió de los resultados a una oficina lejana para su interpretación hace perder la oportunidad de la aplicación inmediata de una acción correctiva. Peor aún, el personal de la oficina posiblemente no podrá interpretar los resultados correctamente sin el conocimiento directo de las condiciones de campo.

e) Instrumentos dañados por las operaciones de construcción. Falta de continuidad en las mediciones, necesaria sobre todo para los aparatos más complejos.

f) No están bien definidas las responsabilidades del contratista (su colaboración y el pago de este servicio), lo que generalmente da como resultado la falta de colaboración.

g) Instrumentos inadecuados. No aptos para resistir las difíciles condiciones del ambiente subterráneo. Instrumentos complejos que no han sido probados suficientemente antes de usarse.

h) Pérdida de los resultados cuando la dirección de obra empieza a reducir los costes, lo que ocasiona una reducción en las observaciones, en el análisis y en los informes.

2.2. Propósito y ventajas

El propósito principal de la auscultación in situ es determinar las condiciones de estabilidad en una excavación subterránea, aportando datos sobre el comportamiento del terreno y el sostenimiento. Después de todo. el diseño de una excavación subterránea es básicamente el diseño del sostenimiento (Hoek y Brown, 1980). Las ventajas de la auscultación fueron puestas en evidencia por Rabcerwicz (1964) cuando introdujo, en Austria, una aproximación al diseño basada en mediciones in situ, dimensionamiento empírico, conocido como Nuevo Método Austríaco de Túneles.Hay siempre preguntas tales como: ¿por qué una instrumentación?, ¿cómo ayuda a la construcción?, etc. Las obras subterráneas presentan elevados costes y envuelven artos riesgos. Los programas de instrumentación informan de las cargas sobre los revestimientos, los esfuerzos actuantes y las defor-maciones resultantes.En ausencia de ésta durante la construcción, el diseño debe ser necesariamente más conservador. Sin embargo, no se es consciente del grado de conservadurismo alcanzado, es decir, del coeficiente de seguridad real, por lo que ante unas condiciones no esperadas o no contempladas totalmente, estos diseños pueden resultar no conserva-dores, además de que los posibles riesgos no serán advertidos con suficiente antelación para ser

controlados. La instrumentación correctamente aplicada es de una gran ayuda para mitigar estas posibles conse-cuencias.

Cuando el propósito o la necesidad de la misma es

correctamente establecido y el programa adecuadamente planificado, ésta podrá ser efectiva en coste. En algún caso, la instrumentación confirma que el diseño es adecuado, en otros casos muestra que es inadecuado, con lo que el coste de la construcción aumenta, pero el valor que proporciona la seguridad y la eliminación de inesta-bilidades harán el programa efectivo en coste.

Hay que contar con qué parte del equipo instalado no sea efectivamente usado. Las razones pueden ser, por ejemplo, fracaso para justificar su necesidad, uso de instrumentos poco fiables, rigidez del plan previsto, instalación inadecuada, retraso en el análisis de resultados y la inexistencia de un plan de interpretación de dichos resultados y toma de decisiones.

2.3. Selección de Instrumentación

Los tipos y métodos de instrumentación se encuentran generalmente agrupados por el parámetro a ser auscultado, por ejemplo. movimientos de superficie, deformaciones en el interior del terreno, y presiones y tensiones in situ.Los instrumentos varían en precisión, sensibilidad. fiabilidad y durabilidad. La importancia relativa de estos factores es función de la aplicación o el propósito del programa, tal como toma de datos para el diseño o aus-cultación durante los trabajos de construcción y posteriormente a los mismos, estructuras existentes, actividad tectónica o explotaciones minerasEn la actualidad, existe una gran cantidad de instrumentos, debiendo tenerse en cuenta los siguientes factores para su elección, además de su robustez:• Calibrado: la precisión del instrumento se verifica en el momento de su recepción por chequeo con un patrón establecido. considerando las correcciones necesarias. Después de la instalación, la precisión es nuevamente verificada, labor que debe ser realizada periódicamente durante la auscultación y al final de ésta.

• Instalación y mantenimiento: estos factores afectan sustancialmente al coste, existiendo sistemas relativamente simples de instalar y mantener, como los que son portátiles y requieren solamente puntos de referencia superficiales, y otros que presentan dificultades, como los que requieren sondeos o excavaciones.

• Recolección de datos y registro: latoma de datos debe estar planificada. Los datos pueden ser recogidos y registrados manualmente o automáticamente, directamente o a distancia, y de forma periódica o continua. La lectura automática y registro a distancia pueden ser conectadas a sistemas de alarma, siendo muy útiles en situaciones peligrosas o en casos donde la

inactividad durante largo tiempo es seguida de un suceso repentino.Frecuencia de observaciones: el avance de la construcción, tendencia de los datos y las exigencias de interpretación influencian la frecuencia de las observaciones. La auscultación periódica se requiere en todos los casos, y la frecuencia de lecturas se debe incrementar cuando las condiciones son criticas.

2.4. Métodos e instrumentosLos métodos e instrumentos frente a la condición a ser auscultada se resumen en la Tabla 1, y frente al tipo de aplicación en la Tabla 2.3. MOVIMIENTOS SUPERFICIALES 3.1. Tipos

Dentro de este grupo se incluyen los siguientes tipos de movimientos:• Desplazamientos verticales: asientos o levantamientos de la superficie del terreno pueden producir distorsiones en las estructuras cuando se alcanzan magnitudes importantes, especialmente si son diferenciales.

• Desplazamientos laterales: este tipo de movimiento puede indicar la actividad de una falla. Las superficies excavadas de los túneles o cualquier excavación subte-rránea pueden presentar convergencia debido a la relajación de tensiones, llegando a la rotura en algunos casos. Sin embargo, la medición de las convergencias se ha incluido entre los movimientos en el interior del terreno al realizarse en la superficie previamente excavada.

METODOLOGÍAS DE INSTRUMENTACIÓN Y SUS APLICACIONESMÉTODO/INSTRUMENTO APLICACIONES

MOVIMIENTOS SUPERFICIALES

Métodos topográficos Movimientos horizontales y verticales de muros, asientos por nivelación de precisión, teodolito o distanclómetro

Extensómetro vertical (asientos) Sobre túneles en suelo

Extensómetro de superficie o medidor de deformaciones

Medida de deformaciones lineales a través de fallas o ¡untas

Sismógrafo. Geófonos Auscultación de vibraciones causadas por voladuras

MOVIMIENTOS EN EL INTERIOR

Exiensómetro vertical de varilla Asientos con respecto a puntos instalados a varias profundidades

Inclinómetro Medida de deformadones laterales desde superficie en suelos blandos

Oeflectómetro Usado en rocas como instalación permanente para auscultar movimientos perpendiculares al taladra (zonas de falla)

Extensómetros de sondeo Instalados uno por uno o en serie en sondeos para auscultar movimientos paralelos al taladro. Usado en (úneles y cavernas colocado en cualquier

Medidor de convergencias Medición de convergencias en túneles entre las paredes de excavación

Emisión acústica Delecta y ausculta el ruido causado por la relajación de tensiones en suelos y rocas

PRESIONES Y TENSIONES IN SITU

Piezómetros Ausculta presiones intersticiales

Células de presión o tensión Medida de tensiones tras el revestimiento

Células de carga Medida de cargas en anclajes y revestimientos

Bandas extensométricas Medidas de deformaciones en anclajes

Medidores de tensiones Instalados en sondeos para medir cambios de tensiones durante los trabajos subterráneos

TENSIONES RESIDUALES EN ROCA

Métodos superficiales Medidas de deformación

Tensiones a corta distancia tras el borde de excavación

Métodos profundos. Aparatos de sondeo

Permiten la medición profunda de tensiones residuales por técnicas de sobreperforación.

Fracturación hidráulica Medición en profundidad hasta unos 1.500 m. Sondeos verticales

INSTALACIÓN Y COMPONENTES DE CINTA EXTENSOMETRICA

TIPOS DE MEDIDAS EXTENSOMETRICAS

COMPARADOR

CONTROL DE ASENTAMIENTOS EN PROFUNDIDAD TIPO EXTENSOMETRO VERTICAL

INCLINÓMETRO PARA DETERMINACION DE DESPLAZAMIENTOS LATERALES AL INTERIOR DE PERFORACIONES

SENSOR DE AGRIETAMIENTO PARA EL CONTROL CONTINUO DE GRIETAS

EMPOTRAMIENTO DE CEMENTO

ESPECIFICACIONES DE CINTA EXTENSOMETRICA PARA MEDIDAS DE CONVERGENCIA

Figure 1.:FrontView

Figure 2.: SideView

X ) INCORRECT - NOT ALIGNED

(ALIGNED CORRECTLYFigure 3.:Aligning Center Mark

CONTROL DE VOLADURA

1. INTRODUCCIÓN

Además de las clasificaciones de los suelos y rocas según el origen geológico de los mismos, desde muy antiguo se han estudiado propiedades físicas de muy diversa naturaleza tratando de analizar y determinar cuáles eran las que suministraban mayor información de cara a la elección del método de arranque más adecuado.

Las propiedades medidas con mayor frecuencia han sido:

- Resistencias mecánicas- Dureza- Densidad- Tenacidad- Abrasividad, etc.Como puede observarse, muchas de esas propiedades son las que habitualmente se determinan en estudios geotécnicos, aunque el enfoque y la finalidad de los mismos son, en parte, distintos.Hoy en día. se puede decir que no existe ningún ensayo de laboratorio que reproduzca fielmente todos los mecanismos de rotura de la roca bajo la acción de un útil o herramienta de acero. Y, además, las muestras de laboratorio son, por lo general, de menor tamaño que los volúmenes afectados por dichas herramientas.Paralelamente a las propiedades de las rocas, con el aumento en tamaño de los equipos de arranque, otros parámetros geotécnicos de .los macizos rocosos pasaron a considerarse en los trabajos de caracterización con vistas a la aplicación de maquinaria. Así, se empezaron a estudiar las discontinuidades estructurales, su espacia-miento, su orientación, la forma de los bloques conformados, etc.

Por último, existen otros factores, que en muchos casos pueden llegar a ser decisivos en el éxito o fracaso de la utilización óptima de los equipos elegidos. Algunos ejemplos son: la abrasividad de las rocas, el cambio de dureza de las rocas en el trazado, etc.

En este capitulo se describen en primer lugar las principales propiedades de las rocas que influyen en el arranque mecánico, para, a continuación, revisar distintos procedimientos de clasificación de los macizos rocosos desde el punto de vista de la exca-vabilidad mecánica.Por último, se dan una serie de criterios básicos de selección de los equipos de arranque mecánico atendiendo a las características de los terrenos a excavar.

2. PROPIEDADES GEOMECÁNICAS QUE INFLUYEN EN LA EXCAVABILIDAO DE LOS TERRENOS

Seguidamente se hace un breve análisis de cada uno de

los parámetros geomecánicos que tienen influencia en la excavabilidad de las rocas y, consecuentemente, en los rendimientos de arranque y consumo de material fungible.

2.1. Resistencias y dureza de las rocasLa Resistencia a Compresión Simple ha sido, sin lugar a dudas, la propiedad más medida desde antiguo. El ensayo se puede hacer en laboratorio sobre suelos coherentes o rocas con probetas cilindricas, con una relación Longitud/Diámetro superior a 2, o como se hace más frecuentemente en la actualidad con el ensayo de Resistencia Bajo Carga Puntual, que se describe más adelante.

Esa característica puede obtenerse también de una forma aproximada y rápida con el martillo Schmidt y el esclerómetro Shore.

El martillo Schmidt mide la dureza del material rocoso mediante el rebote de un cilindro metálico que impulsado por un muelle choca contra la superficie de la roca. Originalmente, fue desarrollado para medir la dureza del hormigón, pero el martillo tipo N se utiliza profusamente para determinar la dureza del material rocoso con resistencias entre 20 y 400 MPa.

El esclerómetro Shore se ha comprobado que es una herramienta valiosa para estimar la dureza de la roca e indirectamente la Resistencia a la Compresión Simple, ya que entre ambas existe una buena correlación. La ISRM (Inlernational Society of Rock Mechanics) recomienda hacer al menos 20 ensayos sobre especímenes de roca preparados. Singh y Cassapi (1987) han llegado a determinar la siguiente expresión:

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN SIMPLE (MPol

Figura 1. Correlación entre la resistencia a la com-presión Simple y el índice de Dureza Shore (Singh y Cassapi. 1987).

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN SIMPLE (MRo)

Resistencia a la CompresiónSimple (MPa).índice de Dureza Shore IHS

Por otro lado. el ensayo de penetración con punzón denominado NCB Cone Indenter, que mide la profundidad producida por un útil cónico de carburo de tungsteno sometido a una carga normal de 14.40 y 110 N, según que la resistencia aparente de la roca sea baja, media o alta, presenta también una buena correlación con la Resistencia a la Compresión Simple:

RC = 0,0377 CIN^CB + 0,254 siendo:

CINuce = índice de Penetración del Punzón.

Un ensayo muy utilizado en los países del Este, con numerosas aplicaciones en el campo del arranque es el de Protodyakonov. Éste es un ensayo de degradación dinámica que consiste en coger una muestra de unos 60 g aproximadamente, cuyas dimensiones oscilan entre 20 y 25 mm, y someterla a los choques producidos por un cilindro de acero de 2 kg de peso que cae desde una altura de 60 cm Cada muestra se tamiza a continuación determinando la proporción de material inferior a 0,5 mm. El Índice de Protodyakonov fp también denominado Coeficiente de Resistencia, se calcula En función del volumen total de material y el número de impactos aplicados.

Se ha comprobado que existe una alta dependencia entre el índice de Protodyako-nov y la Resistencia a la Compresión Simple, que se establece con la expresión:

Fue a comienzos de los años 70, cuando el Imperial College de Londres desarrolló un equipo hidráulico portátil para medir la Resistencia de las Rocas Bajo Carga Puntual (Is). parámetro que está totalmente correlacionado con la Resistencia a la Compresión Simple. Este equipo consistía en una bomba hidráulica manual, un bastidor de carga de gran rigidez y unos punzones cónicos fácilmente ajustables a las dimensiones del trozo de roca a ensayar.La principal ventaja de este ensayo, que se atribuye a Frankiin, reside en su simplicidad y en la posibilidad de aplicarlo en el mismo lugar de trabajo, durante el reconocimiento del terreno o en la ejecución de sondeos, sobre muestras sin preparación previa, y repetirlo un elevado número de veces.La mayor parte de los ensayos se realizan sobre testigos procedentes de sondeos o trozos irregulares de roca, pudiendo así establecerse tres metodologías:

- Ensayo diametral (sobre testigo).- Ensayo axial (sobre testigo).- Ensayo de fragmentos irregulares.

Las recomendaciones básicas en cuanto a las muestras a ensayar son:

- En el ensayo diametral, la relación Longitud/Diámetro, UD í 1,4.- En el ensayo axial, D/L = 1,1 ± 0,05. siendo L la distancia entre punzones.

- En el ensayo de muestras irregulares, D ha de estar comprendido en el intervalo de 20 a 35 mm, mientras que la longitud del plano de sección L oscilará entre 1 y 2 veces D.

El índice de Resistencia Bajo Carga Puntual. en los

ensayos diametral y axial sobre testigos de 50 mm de

diámetro, se calcula con la siguiente expresión:

P = Carga de rotura (RN). D = Distancia entre los punzones de carga (mm).

Si el diámetro de los testigos es distinto a 50 mm, el valor I, debe corregirse con un abaco como el de la Fig. 3. La Resistencia a Compresión Simple o Uniaxial, de acuerdo con los estudios de numerosos investigadores. es aproximadamente:

RC (MPa) - 24 • Ig (50)

Figura 3. Correlación entre el índice de Resistencia Bajo Carga Puntual y la Resistencia a la Compresión Simple.

Si los ensayos se realizan sobre muestras irregulares, la Resistencia a la Compresión Simple se estima a partir de:donde:

Aunque existe una interrelación entre la competencia, la dureza y la abrasividad de las rocas, en determinadas formaciones blandas, si el arranque se realiza con equi-pos continuos por el sistema de corte o rozado, los desgastes pueden llegar a suponer una partida muy importante del coste de excavación.

Existen diversos métodos de determinación de la

abrasividad de las rocas, según el sistema de arranque que se vaya a utilizar, país en el que se realizan los ensayos, etc. A continuación, se hace una breve síntesis de losEste método es bastante fiable para rocas con resistencias entre 30 y 100 MPa.

2.2. Densidad y factores de esponjamiento

La determinación de la densidad o peso especifico de las rocas se hace aplicando técnicas muy simples y con un fundamento teórico muy sencillo; asi se recurre en unos casos a recubrir con parafina la muestra, a sumergirla en agua o mercurio, al empleo del picnómetro, al empleo de métodos de vacio, etc. Para las medidas in situ del peso especifico de materiales granulares pueden seguirse los métodos normalizados vigentes en obras civiles.

Desde la óptica del arranque, la densidad es un parámetro importante, pues al estar ligada a otras propiedades influye, aunque sea indirectamente, en el rendimiento de los equipos de excavación.

Por otro lado, las rocas una vez fragmentadas pasan a ocupar un volumen mayor al original. Ese incremento se conoce como Porcentaje de Expansión o Factor de Espon-jamiento y tiene una gran incidencia en todas las operaciones de manipulación del material arrancado.

2.3. Abrasividad

El modo de arranque de las rocas tiene una considerable influencia sobre el desgaste producido en los útiles de corte o excavación, ya que puede tener lugar por un con-junto de fenómenos complejos.

A. Estudio mineralógico. Coeficiente F de SchimazekEl Coeficiente de Abrasividad Fs^m (Schimazek y Knatz, 1976) para la determinación de la rozabilidad de

las rocas viene dada por:

^Schfm = Q' • d.,y . RT

donde:

1 = Coeficiente de abrasividad (N/mm).QT = Contenido en cuarzo equivalente en minerales

abrasivos (%).d,o = Diámetro medio del grano de cuarzo (cm).RT = Resistencia a la tracción (N/mm2).

Mediante el estudio con microscopio sobre láminas delgadas de la roca, puede saberse el tamaño medio de los granos y los minerales presentes en la roca. También se usa el método de difracción por rayos X.Como minerales de referencia de cara a la abrasión se toma la sílice libre. Según el contenido de Si0¡, las rocas se clasifican en:

Sobresaturadas: contienen sílice y todos los minerales presentes están saturados de SiO;. Las asociaciones mineralógicas son:cuarzo, feldespato próximo a ortosa, biotita, hornblenda, piroxenos.

Saturadas: no contienen sílice libre, aunque todos los minerales presentes están saturados de SiO,. Las asociaciones mineralógicas son: ortosa, plagioclasa sódica, hornblenda.

No saturadas: asociaciones mineralógicas:plagioclasas calcicas, piroxenos, olivinos, feldespatoides.En la Tabla 1 se establece una clasificación de las rocas según su abrasividad en función del contenido de SiO;.

TABLA 1.TIPO DE ROCA PORCENTAJE DE

SIO2 ( % )

Arenisca silícea 98

Otras areniscas 80-95Arcosas 70-80Granito 70Grauwaca, 60-70Pizarra, sienita 50-65Basalto, gabro 50Arcilla 40Caliza, dolomía 2-10

La cantidad de cuarzo equivalente Q', que es la suma de los porcentajes volumétricos afectados por un factor de ponderación, de acuerdo a su diferente dureza, es:

Q* = 1.00 Q + 0,33 • F + 0,40 • P + 0,03 • CLa Tabla 2 muestra los cuatro grupos principales de minerales que deben tenerse en cuenta.

TABLA 2.MINERAL ABREVIATURA DUREZA

ROSIVAL

Cuarzo Q 100

Feldespato F 33Filosilica P 4Carbonato C 3

Todos los minerales cuyo tamaño de grano sea inferior a 20 um se consideran como filosilicatos.

Asi, por ejemplo, si una roca tiene los siguientes minerales: cuarzo el 30 %, feldespato el 50 % y filosilicatos el 20 %, el contenido en cuarzo equivalente que se considera en volumen es:Q* = 1,0 • 30 + 0,33 • 50 + 0,40 • 20 = 54,5% A partir del Coeficiente de Abrasividad Fin.se puede evaluar la rozabilidad de las rocas para un equipo de potencia dada, Tabla 3.

TABLA 3.

COEFICIENTE DE ABRASIVIDAD F (kp/cm)

ROZABILIDAD

CALIFICACIÓN m'/h

0,2-0,3 0,3-0,4 0,4-0,5 0,5-0,6 0.6-0,8 0,8-1,0

Muy buena Buena Moderada Regular Mala Muy mala

45-65 30-45 20-30 15-20 10-15 6-10

B. Ensayo AVS. Valor de Abrasión del Acero {Abrasión

Valué Steel)Este ensayo da una medida directa del poder de abrasión de la roca sobre un útil de corte. La roca triturada a menos de 1 mm se hace pasar con un disco bajo una pieza de acero a la que se somete a un empuje de 10 kg. El valor AVS es igual a la pérdida de peso en mg que sufre el útil de corte de acero después de 20 revoluciones del disco.Un parámetro que se maneja con frecuencia es el denominado índice de Vida de los Útiles de Corte CU (Cutter Ufe índex) que se calcula a partir de los valores obtenidos en los ensayos AVS y de perforabilidad SJ (Siever's J) que se describen posteriormente.

Figura 4. Ensayo AVS.

En la Fig. 5 se recogen los rangos de valores del CLI para diferentes rocas ensayadas en la perforación de túneles en Noruega. (Movinkel y Johannessen, 1986).

Este método se utiliza no sólo para estimar la duración media de las picas de los minadores continuos y tuneladoras sino incluso de los accesorios de penetración en la perforación rotopeccutiva.

C. Ensayo Cerchar

Consiste en hacer pasar una aguja de acero, terminada en forma cónica con un ángulo de 90° y sometida a la acción de un peso de 7 kg, sobre la superficie de una muestra recorriendo lentamente una distancia de 10 mm. La abrasividad de la roca se determina a partir del diámetro, expresado en décimas de milímetro de la superficie circular producida por el desgaste del útil.

Asi, el índice Cerchar, representa un diámetro en 10"* mm. En la Tabla 4 se indican los valores típicos para diversas clases de rocas.Bougard (1974) modificó el ensayo utilizando un acero más blando que el propuesto por el Cerchar, con el fin de discernir más claramente las diferentes características de las rocas menos abrasivas. Johnson (1986), aplicando este método, determinó el consumo de herramientas de corte a partir del valor de abrasividad obtenido, expresado en número de picas por metro cúbico de roca, ya que demostró que existía un alto grado de correlación entre ambas variables.

COEFICIENTE DE ABRASIVIDAD

Figura 6. Cálculo del número de picas necesarias para el arranque de 1 m3 de roca en función de la abrasividad. (Johnson, 1966).

Además de los ensayos descritos existen otros que en ocasiones se utilizan, tales como: el de desgaste en tomó, el de la sierra, etc.

2.4. TenacidadLa tenacidad de una roca es un parámetro definido a partir de la curva tensión-deformación.

Caliza Pizarra calcárea Esquisto verde FilitaEsquisto micáceoGneis micáceoGneis graníticoGneis anfibolilico Esquisto anfibolitico Esquisto cuarcitico Cuarcita Cuarzo diorita

10 20 30 40 50 60 70 80 90 100

Figura 5. Valor del índice de Vida de los Útiles de Corte (CLI).

TABLA 4. Clasificación Cerchar para la abrasividad de rocas.

CLASIFICACIÓN ÍNDICE CERCHAR

TIPO DE ROCA

Extremadamente abrasiva Altamente abrasiva Abrasiva Moderadamente abrasiva Abrasividad media Poco abrasiva Muy poco abrasiva

>4.5 4.25-4,5 4,0 - 4,25 3,5-4,0 2,5-3,5 1,2-2,5 < 1,2

Gneis, pegmatita, granito Anfibolita, granito Granito, gneis, esquistos, piroxenita, arenisca Arenisca Gneis, granito californiano. dolerita Arenisca Portiand Caliza

y mide la energía elástica que es necesaria para deformarla con un útil de corte. Se utiliza mucho para evaluar la roza-bilidad de las rocas y por consiguiente la posibilidad de aplicación de minadores. El índice de Tenacidad se define por:

donde:

RC = Resistencia a la Compresión (MPa).

E = Módulo de Elasticidad de Young (GPa).En muchas ocasiones se usa como valor de la tenacidad de las rocas el simple cociente entre la resistencia a la compresión y la resistencia a tracción.

2.5. Tamaño y forma de los bloques conformados por las discontinuidades

Dentro de los macizos rocosos existen toda una serie de discontinuidades de mayor a menor entidad (fracturas, fallas, diactasas, planos de estratificación, fisuras, etc.) que afectan de manera decisiva a los rendimientos que pueden conseguir los equipos de arranque.En cada grupo de máquinas, la influencia será distinta en función de la forma de trabajo o los mecanismos de rotura. Asi, a un minador continuo le afectan más las microfi-suras que las grandes discontinuidades.

sucediendo lo contrario en el arranque con excavadoras o con martillos hidráulicos.Los datos estructurales y características geomecánicas de las discontinuidades que más interesan de cara a la excavación con equipos mecánicos son:

- El espaciado.

- La orientación, y- Las dimensiones de los bloques conformados.El espaciado entre discontinuidades, o bien se mide directamente sobre los testigos de los sondeos, definiendo por ejemplo el Índice de calidad RQD que es el porcentaje de la longitud de testigo recuperado en trozos mayores de 10 cm respecto a la longitud total, o bien cuando no se dispone de dichos sondeos se estima el número total desunías por metro cúbico J,, que se obtiene sumando las juntas que hay por metro de cada familia de las existentes en el lugar de observación.Entre el RQD y el J, existe una relación aproximada que es:

se considera que si J» es menor que 4,5 el valor de RQD es 100.

La descripción de los bloques en función del Jy es la

que se recoge en la Tabla 5.

TABLA 5.DESCRIPCIÓN J,

(Juntas/m3Bloques muy grandes o masivos Bloques grandes Bloques medios Bloques pequeños

< 1.0 1 -3 3-10 10-30 >30

tipo de maquinaria en función exclusivamente de la Resistencia a la Compresión Simple de las rocas, sin considerar las discontinuidades presentes en los macizos rocosos, Fig. 8. aspecto que tiene gran influencia en la excavación con equipos mecánicos, ya que en las rocas duras más que un corte de éstas lo que se realiza es un arranque aprovechando los planos de debilidad estructural o diaclasas abiertas.

En la FIg. 7 se estima el volumen aproximado de los bloques a partir del J, y de la relación de las tres aristas características de los mismos.

3. CLASIFICACIÓN DE LOSMACIZOS ROCOSOS EN FUNCIÓN DE SU EXCA-VABILIDAD

3.1. Método de AtkinsonAtkinson (Universidad de Durham, 1977), propuso unas zonas de aplicación para cada

3.2. Método de FrankiinFrankiin y sus colaboradores (1971). propusieron clasificar los macizos rocosos mediante el empleo de dos parámetros:

- El índice de Resistencia Bajo Carga Puntual (I,), y- El índice de Espaciamiento entre Fracturas (I,).Estos parámetros son obtenidos de los testigos de sondeos, el índice de Espacia-

Figura 7. Estimación del volumen de los bloques in situ.

Figura 8. Rangos de utilización de maquinaria en función de la resistencia a la compresión (Atkinson, 1977).miento entre Fracturas es un valor medio y puede oscilar desde milímetros hasta metros, por lo que su medida será aproximada y requerirá que vaya acompañada de un histograma o se presente en función de intervalos de variación.

En la Fig. 9 se representa gráficamente la clasificación denominada de Resistencia -Tamaño propuesta por Frankiin, para el estudio de los métodos de excavación, y la relación de I, e I, con otros ensayos y parámetros geomecánicos.Como puede observarse, se consideran cuatro zonas o regiones, de acuerdo con los valores de los parámetros medidos, pero no se especifican los tipos de maquinaria de arranque a utilizar ni sus capacidades. La zona de excavación directa corresponde a terrenos con una resistencia de la roca pequeña y un número de discontinuidades

reducido, o por el contrario a rocas muy resistentes pero intensamente fracturadas. Actualmente, el gráfico no es tan aplicable, pues las excavadoras hidráulicas de las últimas generaciones pueden ampliar la zona que corresponde al arranque directo.

asi como los tractores de más de 500 kW de potencia pueden hacer que se solape su área de aplicación con la de perforación y voladura.

Como las escalas en ambos ejes son logarítmicas, un error de medida entre el 10 y el 20 % es prácticamente insignificante, por lo que los registros no precisan que sean muy exactos. Un ejemplo de interés en la aplicación de este método, son las isollneas de rendimiento, Fig. 10, obtenidas por el BRGM francés en unas pruebas llevadas a cabo en Marsella con un minador continuo (Al-pine AM-50).

3.3. Método de WeaverWeaver (1975) determinó el grado de ripabi-lidad de un macizo rocoso mediante la valoración de siete factores, de los que los dos más importantes (espaciamiento entre juntas y velocidad sísmica) representan el 56 % de la puntuación total, seguidos de la orientación de la dirección y buzamiento con un 15 % y la dureza con un 10 %. tal como se recoge en la Tabla 6.

Figura 9. Clasificación de los macizos rocosos para su arranque y excavación, según Frankiin et al. (1971).

RESISTENCIA A LA COMPRESIÓN (MPo)

Figura 10. Efecto del tamaño de los bloques y resis-tencia de las rocas sobre el rendimiento de un minador (Masure, P. et al.. 1974).

En la actualidad debe tomarse con cierta prudencia cuando los índices de valoración de la npabilidad son superiores a 70, debido al incremento de potencia en los tractores de orugas.

3.4. Método de KirstenKirsten (1982) en unos estudios que hizo sobre npabilidad afirmaba que la velocidad sísmica no era un parámetro que reflejara fielmente la facilidad de arranque de los macizos rocosos, ya que tal operación estaba muy influenciada por diversas características de los materiales.Este autor propone un sistema de clasificación para la excavación de los macizos rocosos basado en el siguiente índice:

Resistencia a compresión de las rocas (MPa).Rock Quality Designation (%). Parámetros del sistema de clasificación Q de Barton. Valor de la disposición relativa de los bloques inclinados según la dirección de arranque. Para material intacto Js = 1,0. Factor de alteración de la junta.

Según el índice de excavabilidad N obtenido por la ecuación anterior se evalúa la facilidad

TABLA 6.

CLASE DE ROCA 1 II III IV V

DESCRIPCIÓN Roca muy buena

Roca buena

Roca media

Roca mala

Roca muy mala

VELOCIDAD SÍSMICA (m/s)

>2150 2150-1850 1850-1500

1500-1200

1200-450

.Valoración 26 24 20 12 5

DUREZA Roca extr. dura

Roca muy dura

Roca dura

Roca blanda

Roca muy blanda

Valoración 10 5 2 1 0

ALTERACIÓN Sana Ligeramente alterada

Alterada Muy alterada

Completamente alteradaValoración 9 7 5 3 1

ESPACIADO DE JUNTAS (mm)

>3000 3000-1000 1000-300 300-50 <50

Valoración 30 25 20 10 5

CONTINUIDAD JUNTAS Discontinuas

Poco con-tinuas

Continuas sin relleno

Continua con algún relleno

Continua con relleno

Valoración 5 5 3 0 0

RELLENO EN LAS JUNTAS Cerradas Algo separadas

Separación < 1 mm

Relleno < 5 mm

Relleno > 5 mm

Valoración 5 5 4 3 1

ORIENTACIÓN DE DIRECCIÓN Y BUZAMIENTO

Muy desfavorable

Desfavorable

Poco desfavorable

Favorable

Muy favorable

Valoración 15 13 10 5 3

VALORACIÓN TOTAL 100-90 90-70 * 70-50 50-25 <25

VALORACIÓN DE LA RIPABILIDAD

Voladura Extr. difícil deripar. Voladura

Muy difidí de ripar

Difidí de ripar

Fácilmenteripabl

SELECCIÓN DE MAQUINARIA

„ DD9G/D9G D9/D8 D8/D7 D7

POTENCIA (CV) 770/385 385/270 270/180 180

kW — 575/290 290/200 200/135 135

La puntuación por encima de 75 se considera como no ripabte sin prevoladura.

al arranque mediante ripado de la siguiente forma:

- Fácilmente ripable ,......(1 < N < 10)- Ripado duro ..........(10 < N < 100)- Ripado muy duro ... (100 < N < 1.000)- Ripado extremadamente duro/ voladura ............... (1.000 <N< 10.000)

-Voladura ............. (N> 10.000)

3.5. Método de Abdullatif y Cruden

Abdullatif y Cruden (1983), en una investigación llevada a cabo en 23 proyectos donde se realizaba arranque de rocas con medios mecánicos y voladuras, estimaron que la excavación es posible hasta un RMR (Rock Mass Rating} de 30 y ripable hasta 60.

3.6. Método de Scoble y Muftuoglu

Scoble y Muftuoglu (1984), en un trabajo muy riguroso y completo sobre el tema, definen un índice de Excavabilidad IE combinando cuatro parámetros geomecánicos:resistencia a la compresión simple, extensión de la meteonzación, espaciamiento de juntas y planos de estratificación. En la Tabla 7 se muestra el sistema de ponderación de las propiedades del macizo rocoso.

ÍNDICE RMR

Figura 11. Técnicas de excavación en fundón

de los índices de calidad RMR y Q (AbdullaWy Cruden. 1983).

TABLA 7.PARÁMETROS CLASES DE MACIZOS ROCOSOS

1 2 3 4 5

ALTERACIÓN INTENSA ALTA MODERADA LIGERA NULA

Valoración (W) <0 5 15 20 25

RESISTENCIA DE LA ROCA (MPa)

<20 20-60 40-60 60 - 100 >100

COMPRESIÓN SIMPLE (MPa) l.(50)

<0,5 0,5-1,5 1.5-2,0 2-3.5 >3.5

Valoración (S) 0 10 15 20 25

SEPARACIÓN ENTRE DIACLASAS (m)

0,3 0,6-1,5 0,6-1,5 1,5-2 >2

Valoración (J) 5 15 30 45 50

POTENCIA DE ESTRATOS (m) <0,1 0,1 -0,3

0,3 - 0,6 0,6-1,5 >1,5

Valoración (B) 0 5 10 20 30

Según los autores, la meteorización fue incluida para tener en cuenta el efecto reductor de la resistencia de las discontinuidades, o incluso de la matriz rocosa. El espaciamiento medio entre juntas se debe obtener según dos direcciones ortogonales. Este parámetro junto con el espaciamiento entre estratos definen el tamaño medio de los bloques que es el factor que más influye en la excavación.Los limites relativos superiores de S, J y B se definieron tomando como referencia el rendimiento de las excavadoras hidráulicas. W, S y B pueden obtenerse en la etapa inicial de diseño por testificación de los sondeos y ensayos geomecánicos o determinarse indirectamente por sistemas de campo y laboratorio. En la Tabla 8 se pre-senta este sistema de evaluación del índice de excavabilidad.

3.7. Método de HadJIgeorgiou y ScobleHadjigeorgiou y Scoble (1988) propusieron un nuevo sistema de clasificación empírica para evaluar la facilidad de excavación de los macizos rocosos combinando los valores de cuatro parámetros geomecánicos

- Resistencia Bajo Carga Puntual- Tamaño de Bloque- Alteración, y- Disposición Estructural Relativa.En la Tabla 9 se presentan las valoraciones que se adjudican a cada uno de los paráme-tros considerados en el nuevo sistema de evaluación del índice de Excavabilidad IE. Éste se define mediante la expresión:

1E = (Is + Bs) W Jg

TABLA 8.CLASE FACILIDAD DE

EXCAVACIÓNÍNDICE (W+S+J+B)

EQUIPO DE EXCAVACIÓN

MODELOS DE EQUIPOS EMPLEADOS

1 MUY FÁCIL <40 TRACTORES DE PIPADO

DRAGAL1NAS EXCAVADORAS

A. Tractor (Cat. 08) B. Oragalina > 5 m1 (Lima 2400) C. Excavadora de cables > 3 m' (Ruston Bucyrus 71 RB)

2 FÁCIL 40-50 A. Tractor (Cal D9) B. Dragalina > 8 m1 (Marión 195) C. Excavadora de cables > 5 m' (Ruslon Bucyrus 150 RB)

3 MODERADA-MENTE DIFÍCIL

50-60 DRAGAL1NAS EXCAVADORAS

A. Tractor - Excavadora - Pala Cargadora (Cat. D9) B. Excavadora hidráulica > 3 m3 (Cal

4 DIFÍCIL 60-70 A. Tractor - Excavadora - Pala Cargadora (Cat D10) B. Excavadora hidráulica > 3 m' (Cat

5 MUY DIFÍCIL 70.95 EXCAVADORAS Excavadora hidráulica > 3 m' (Cal 245 ó O&K RH40) -6 EXTREMADA-

MENTE DIFÍCIL

95-100 DemagHin Excavadoras Potíain 1000 CK hidráulicas P&H1200>7m' RH75

7 MARGINAL SIN VOLADURA

> 100 Demag H 185 Excavadoras Oemag H 241 hidráulicas O&K RH300 > 10 m1

sión simple de la matriz rocosa utiliza la escala de la Tabla 12, parcialmente derivada de la propuesta por la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas.

TABLA 12. Escala de Resistencias de la matriz rocosa.

Re (MPa) MATERIAL RESISTENCIA

<0,6 Suelo .

0,6-2 Transición -2-6 6-20 20-60

Roca Roca Roca

Muy baja Baja Media

60 - 200 Roca Alta>200 Roca Muy alta

Para el segundo parámetro, RQD, utiliza la escala de Deere, Tabla 13. y para el tercero, que es la abrasividad, propone la escala de la Tabla 14 en función del contenido equivalente en cuarzo.TABLA 13. Escala de fracturación.

RQD (%) CALIDAD DEL MACIZO0-25 25-50

50-75 75-90 90 -100

Muy mala Mala Mediana Buena Muy buena

TABLA 14. Escala de abrasividad.

CONTENIDO EQUIVALENTE DE

CONDICIONES DE EXCAVACIÓN MECÁNICA

<40 40-6060-80

Viable económicamente Posible. Los costes crecen con el Q'

En cuanto al empleo de tuneladoras en roca compacta, con RQD>90 %. se aplica la escala de la Tabla 15, donde además se da la fuerza de empuje máxima por cortador. Fn. En la Tabla 16 se indica la aplicabilidad de los topos en función de las necesidades de sostenimiento del macizo excavado.

TABLA 15. Escala de utilización de topos en roca compacta (RQD > 90%).

RC (MPa)

CONDICIONES DE EXCAVACIÓN

Fn(t)

6-12 Posible. Problemas de

Cualquiera

12-20 20-60 60-150

apoyo Posible. Muy adecuado Posible. Muy adecuado Posible. Problemas de

Cualquiera > 15 >25

150-200 empuje ¿Posible?. Dificultades de corte

>25

?200 Inviable -

TABLA 16. Escala de utilización de topos en función de las necesidades de sostenimiento.RMR CONDICIONES DE UTILIZACIÓN DE

RQD TUNELADORAS SIN ESCUDO EN FUNCIÓN DELValor Clase SOSTENIMIENTO

80-100 I >90 Excelente. Rendimientos récord

60-80 II 70-90 Buenos. Rendimientos altos50-60 III a 50-70 Adecuados. Rendimientos reducidos40-50 III b 40-50 Poco adecuados20-40 IV 25-40 Tolerables sólo en tramos muy cortos0-20 V <25 Totalmente inadecuados

TABLA 17. Escala de utilización de Jas rozadoras en roca compacta (RQD>90%)RC CONDICIONES DE PESO DE ROZADORAS (t)

(MPa) EXCAVACIÓN30-50 50-80 >80

2-6 Problemas de apoyo Adecuado Posible

6-12 Problemas de apoyo Adecuado Adecuado Posible12-20 Normales Posible Adecuado Adecuado20-60 Normales . Adecuado Adecuado60-120 Inviable económicamente - - ¿Posible?>120 Imposible - - -

ZOMA TOPO HOtWOHA unnLLO NL»>25t <2St >80t 50-801 <50t

A Posible?B Adecuado

PosMe? Posbl»?C Adecua

doAdecuado

Adecuado

Adecuado0 Adecua

doAdecuado

Adecuado

Adecuado

Posible

Postote?E Posibl

ePosbte Postol

eAdecuado

Adecuado

Postóle

Po*bte7F PosUe Adecua

doAdecuado

PosfcleG Póstet

ePos»*? Adecua

do

Figura 13. Clasificación de los terrenos respecto a la excavabilidad mecánica en túneles, (Romana, M., 1994).

DISEÑO PATRÓN DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

CALIDAD DE ROCA MUY MALAPARÁMETRO Q 0.1-1.0SECCIÓN (mxm) 2.4 x 2.4SECCIÓN EFECTIVA (m2) 5.15LONGITUD DE PERFORACIÓN (m) 1.5FACTOR DE CARGA (Kg/m3) 1.28

CUELE : (75) SOBRE EL PISO

ALIVIOS : (65) y (85) SOBRE EL PISO, RESPECTIVAMENTE.

No DE DINAMITA SECUENCIA TOTAL

MALLA TALADROS 45% POR DE PARCIAL

TALADRO IGNICIÓN DINAMITA 45%

ALIVIOS 3 0 (1

CUELE 1 8 1 8•

AYUDAS 6 6 3 36

CUADRADURAS 9 4 4 36ARRASTRES 4 7 5 28

TOTAL 23 129

RECOMENDACIONES GEOMECÁNICAS SOBRE DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA.

LAS MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA DEBEN EJECUTARSE SOBRE LA BASE GEOMECANICA DE LA CALIDAD DE LA ROCA SEGÚN MAPEO GEOMECANICO PREVIO (PARÁMETRO Q).

PARA LABORES CON CALIDAD DE ROCA MUY MALA (0=0.1-1,0) SE RECOMIENDA UN FACTOR DE CARGA NO SUPERIOR A 1.4 (Fc^l.4 Kg/m3).

DE IGUAL FORMA PARA ROCAS CON CALIDAD DE ROCA MUY MALA (Q=0.1-1.0) EN PRESENCIA DE PLANOS DE DISCONTINUIDAD CON RUMBO MUY DESFAVORABLE RESPECTO AL EJE DE LA LABOR Y BUZAMIENTO SUB-VERTICAL, SE RECOMIENDA EL USO DE EXPLOSIVOS DE MENOR VELOCIDAD DE DETONACIÓN, ESPECÍFICAMENTE DEL TIPO SEMIGÉLATINOSO AL 45%.

PARA LA ÓPTIMA VOLADURA SE RECOMIENDA EL USO IMPRESINDIBLE DE CORDÓN DETONANTE PARA CADA SECUENCIA DE IGNICIÓN (1 :ARRANQUE, 2:AYUDAS DE CUADRADOR, 3:AYUDAS DE CORONA, 4:CUADRADORES Y 5:ARRASTRES).

DE MANERA DE APROVECHAR MAYORMENTE EL PODER DE DETONACIÓN DEL EXPLOSIVO SE RECOMIENDA USAR TACOS DE ARCILLA O SIMILAR PARA UN BUEN TAPONEO EN LA ENTRADA DEL TALADRO Y ASI EVITAR EL EFECTO CAÑÓN.

EN LOS CUADRADORES DEBE FORMARSE UN COLCHÓN DE AIRE PARA REDUCIR EL DETERIORO DE LAS PAREDES, ESTO SE LOGRA DISTANCIANDO LOS CARTUCHOS EN CARRIZOS O CAÑAS CON UNA SEPARACIÓN NO MAYOR DE 13 cm UNO CON OTRO, PARA DE ESTA FORMA APROVECHAR EL EFECTO DE DETONACIÓN POR SIMPATÍA.

FINALMENTE LA MALLA PROPUESTA CONSTITUYE UN DISEÑO PATRÓN, EL CUAL DEBERÁ SER OPTIMIZADO SEGÚN EL GRADO DE DETERIORO DE LOS CONTORNOS DE LA LABOR Y LA GRANÜLOMETRIA DEL MATERIAL VOLADO.

RESUMEN DE LAS VARIABLES DE PERFORACIÓN Y VOLADURA

TIPO DE VARIABLE TIPO DE VARIACIÓNNO CONTROLABLE CONTROLABLE

VARIABLES DE LA PERFORACIÓN

Resistencia a la Compresión Uniaxial X

Diámetro del taladro XTipo de perforación, presión de empuje XRevolución de la barra de perforación/min

X

VARIABLES DE LA VOLADURA

Resistencia a la tracción de la roca X*

Propiedades de los explosivos XDiámetro de los taladros de perforación XESTRUCTURA GEOLÓGICA, ORIENTACIÓN DEDISCONTINUIDADES Y FRECUENCIA DE FRACTURAS, GRADO DE ALTERACIÓN X

VARIABLES DE OPERACIÓN Y ECONÓMICAS

Eficiencia promedio de la labor X

Disponibilidad mecánica del equipo XFactor de utilización de equipo XFactor de depreciación del equipo XCosto de labor XPrecio del material X

* Cálculo en función de la resistencia a la Compresión uniaxial.

FACTOR DE VOLADURA (Fv)