Metodología para el cálculo de sostenimientos

METODOLOGÍA PARA EL CÁLCULO DE SOSTENIMIENTOS DEFINITIVOS POR EL MÉTODO DE

CONFINAMIENTO DEL TERRENO.

ANEXO PARA LA EVALUACIÓN INGENIERO – GEOLÓGICA DEL FRENTE DE TRABAJO EN LAS OBRAS SUBTERRÁNEAS.

Autores: Ing. José Lamela Vilariño.Lic. Federico Torres Álvarez.Ing. Omara Franquez Brito.Ing. Merarys Castillo Velázquez.

Agosto 1988

Reeditado: Yadila Conrado Zaldivar

Revisado, corregido y ampliado: Ing. Pedro J. Astrain Rodríguez

Octubre 2009

ÍNDICE

Contenido Pág.

I – Introducción

II – Alcance y Objetivos

III – Principios del Método de Confinamiento

IV – Principales características del Método de Confinamiento

V – Limitaciones

VI – Análisis Geomecánico

VII – Fallo típico del revestimiento

VIII – Análisis Estructural

IX – Evaluación Ingeniero Geológica

X – Secuencia de cálculo, ejemplos

Anexo No. 1. Evaluación geológica del frente de trabajo en obras subterráneas.

Bibliografía.

Metodología para el cálculo de sostenimientos definitivos por el Método de Confinamiento del Terreno (MCT).

I – Introducción.

Las antiguas teorías de construcción de túneles se basaban en soportar el peso del terreno que debido a la excavación podría desprenderse o gravitar sobre él.

Con el desarrollo de las técnicas de bulonado y hormigón proyectado así como el conocimiento de la relación presión - deformación en los contornos, se ha llegado a la concepción de un método más racional de construcción, que se caracteriza por la aplicación de un revestimiento delgado, semi-rígido, colocado inmediatamente, antes de que la roca pueda ser perjudicada por la descompresión. Este revestimiento, se diseña para alcanzar un equilibrio que puede llegar a ser permanente después de adaptarse a un reajuste de los esfuerzos.

En general y exceptuando las rocas de muy alta calidad, la ejecución de un túnel, requiere de la colocación de algún sistema de sostenimiento que pueda formar parte o no del revestimiento definitivo.Las necesidades de sostenimiento de un túnel son muy difíciles de establecer a priori; pero puede hacerse una estimación bastante razonable si se dispone de suficientes datos de la estructura geológica del macizo a atravesar y de sus propiedades geomecánicas.

El Método de confinamiento del Terreno (en lo adelante MCT) se basa fundamentalmente en perturbar al mínimo las condiciones del macizo al comienzo de una excavación. En el período inicial, el terreno se encuentra en un estado de equilibrio natural. Este estado será notablemente trastornado por el avance de un túnel que al excavarse descomprime el terreno. Es entonces necesario adoptar métodos de construcción de túneles que permitan evitar o limitar al máximo la descompresión del terreno circundante a la excavación. Esta descompresión interna se acompaña, en efecto de una dilatación y de un descenso irremediable de las características mecánicas de la zona, a tal punto que en un macizo descomprimido, la estabilidad del conjunto solo puede ser asegurado mediante un sostenimiento muy importante. Una limitación, aunque pequeña, de las perturbaciones y de la descompresión en el medio natural es asegurada por la excavación sin explosivo con pala mecánica o con rozadora, o además, cuando el explosivo se hace necesario, por la aplicación de técnicas de precorte o recorte.

II – Alcance y objetivos.

El presente trabajo tiene como objetivo que los ingenieros vinculados con la ejecución de túneles puedan conocer de forma clara los principios del método de confinamiento, la hipótesis de fallo considerada y su esquema de cálculo, así como sus limitaciones cuando la excavación no coincide con la sección calculada.

III – Principios del método de confinamiento.

Los principios fundamentales que caracterizan el método de confinamiento son los siguientes:

1- El principal elemento de construcción de un túnel es la masa de roca circundante. El sostenimiento, soporte preliminar del revestimiento final, tiene solo función confinante; pues su propósito es establecer un anillo portante en la masa de roca existente alrededor de la cavidad.2- Si la masa rocosa es el elemento fundamental para la construcción de un túnel, es necesario que su resistencia se preserve lo más posible; por lo tanto, debe prevenirse al máximo el agrietamiento o desmenuzamiento y la extensiva deformación de la roca que tiene un efecto de progresivas descompresiones.3- Con el objetivo de optimizar la formación del anillo portante, la influencia del tiempo en el comportamiento de la masa rocosa (o del sistema de sostenimiento más roca respectivamente) tiene que ser correctamente estimada. Pruebas de laboratorio preliminares y especialmente las deformaciones medidas en el túnel, sirven para este estimado. La clasificación de la roca, el tiempo de mantenimiento o sustentación y la razón de deformación, hace posible la consideración de éste importantísimo parámetro.4- El sostenimiento o soporte preliminar y el revestimiento deben ser de paredes delgadas ya que de esta forma se minimizan los esfuerzos provocados por los momentos flectores y puede ser minimizada la aparición de fracturas por flexión. El fortalecimiento necesario debe obtenerse mediante bulones, la adición de fibras al hormigón, acero de refuerzo, y cerchas cuando se hace necesaria una rigidización relativa, y no mediante engrosamiento excesivo del espesor de la capa de hormigón proyectado.5- Estadísticamente el túnel es considerado como un tubo de pared gruesa, que consiste en la roca y el sostenimiento o revestimiento por tanto el cierre del anillo es de especial importancia en terrenos de C y ∅ bajos; puesto que el comportamiento de la masa rocosa se determina esencialmente por el tiempo que se toma cerrar el anillo.

IV - Principales características del método de confinamiento:

- Debe ser rápida la puesta en obra, de las primeras medidas de sostenimiento inmediatamente después de la excavación.

- Puede constituir un revestimiento definitivo.- Es flexible y se adapta así a los cambios del terreno.- Continuo, no engendra por ello ninguna fuerza puntual elevada entre el macizo y el

revestimiento.- Es perfectamente solidario al terreno y forma con él una bóveda monolítica.- Mejora las características mecánicas del medio natural, soldando los bloques entre sí,

cementando los vacíos, las juntas o las fisuras.- Aporta una presión radial de confinamiento en el macizo.- Puede aplicarse en túneles excavados a sección plena o perfil, incluida la excavación en

terrenos de geología compleja.- Se puede cambiar el diámetro de la sección siempre que sea necesario.

V – Limitaciones:

a) El método ha sido elaborado para el cálculo de secciones circulares, aunque se puede emplear en el diseño de otras secciones, lógicamente con las limitaciones que implica tener que hacer consideraciones de aproximación de otra sección a una circular.

b) Considera una carga radial uniforme.c) Las medidas de deformaciones son necesarias si se quiere disminuir los costos del

revestimiento.d) Debe contarse con personal adiestrado en las técnicas de hormigón proyectado y

bulonado y especializado cuando se realicen mediciones de deformación.

VI – Análisis geomecánico:

Según el Dr. Rabcewiez cuando se abre una cavidad por el proceso de perforación de túneles, la roca circundante tiende a moverse hacia las zonas débiles desde todas partes.

Con un tipo de roca sólida y estable, cuya resistencia a la compresión axial excede los esfuerzos tangenciales de contorno que se incrementan durante el proceso de redistribución

de esfuerzos, se producirá el equilibrio sin utilizar métodos adicionales de entibamiento o sostenimiento en un tiempo corto, sin deformaciones de todo o causando sólo pequeños desplazamientos.

Por otra parte, con rocas de propiedades físicas pobres deberán ser aplicados a la superficie medidas de sostenimiento, u otros medios de reforzamiento. Como es conocido, el comportamiento de la roca circundante ha sido descrito teóricamente por las ecuaciones de Fenner-Talobre y Kastner

σ r¿−C cot∅+[C cot∅+Po (1−sen∅ ) ]( rR ) (2 sen∅ )(1 sen∅ )

Los esfuerzos de contorno en la zona de protección que circunda la cavidad disminuyen en tanto que R se incrementa y el intradós se mueve sin inhibición hacia la cavidad hasta que un revestimiento aporte un esfuerzo radial apropiado Pi (llamado resistencia del sostenimiento que aparece y detiene el movimiento). Con rocas cuya presión interna es pequeña, el revestimiento debe cerrarse en un anillo completo por el piso para completar su propósito.

Figura No. 1 Representación esquemática de los esfuerzos alrededor de una cavidad circular con presión hidrostática.

La experiencia práctica y las investigaciones teóricas han demostrado que la roca que circunda una cavidad puede ser transformada en un miembro con una capacidad portante adecuada, teniendo en cuenta que su superficie sea suficientemente fortalecida por un sostenimiento semi-rígido relativamente muy delgado o por otros medios apropiados similares de modo que se alcance el equilibrio permanente en un tiempo relativamente corto.El gráfico de la figura 2 muestra como los diferentes valores se afectan como funciones dl factor tiempo.

Con una condición de esfuerzo primaria dada P0, las magnitudes finales del desplazamiento radial Дr dependerán de la capacidad resistente del revestimiento y del tiempo de colocación del mismo.

Tomando en consideración los efectos adicionales de disminución de ∅ y de los desmenuzamientos se ha planteado la línea resultante de puntos y rayas en el gráfico, éste último representa la curva característica de movimiento sin restricción, el cual muestra que a un cierto valor de r/R, σr alcanza el valor mínimo.Estableciendo en la superficie un determinado revestimiento en el momento adecuado, será posible teóricamente alcanzar el punto de mínima σr.

Un revestimiento que ejerce una pequeña Pi será presumiblemente más barato que uno con mayor resistencia si se coloca el primero en un período de tiempo donde no haya ocurrido descompresión alguna o muy poca deformación.

Alcanzar este punto óptimo en la práctica ocasionaría demasiada cantidad de mediciones, lo cual probablemente neutraliza las ventajas del método. Es aconsejable adoptar una resistencia de revestimiento algo mayor que la realmente mínima para mantenerse dentro del rango de seguridad y reducir las mediciones.

La magnitud Дr está limitada no sólo por pequeños factores sino también por el desmenuzamiento admisible de la roca circundante, como se ha explicado anteriormente, con una interacción estrecha entre la roca y la estructura de refuerzo, la roca puede absorber los esfuerzos compresivos, mientras los esfuerzos tensiónales debido a las flexiones son tomados por el revestimiento.

En nuestras construcciones, cuando realizamos mediciones de convergencia no se apreciaron deformaciones, dada la ata resistencia de las rocas provocándose los derrumbes

por desprendimiento de bloques y no por perdidas de resistencia por aflojamiento debido a las deformaciones. Posteriormente no se han realizado las mediciones de deformación planteadas y se diseña un revestimiento de mayor capacidad resistente ya que se está

considerando el valor de rR

=1. Esto por supuesto aumenta el costo del revestimiento, mucho

menos siempre que el convencional de hormigón armado, además aumenta el rango de seguridad. En la excavaciones en rocas competente se ha estado aplicando el NMT (Método Noruego de Construcción de Túneles)a partir de la “Q” de N. Barton et al.

VII – Fallo típico del revestimiento.

Uno de los requisitos para la comprensión del comportamiento estático de cualquier construcción, consiste en averiguar cómo esta falla, bajo diferentes condiciones de carga. Hasta que ésta no sea completamente estudiada y entendida, la estructura en cuestión no puede ser correctamente diseñada. En la literatura disponible sobre revestimiento de túneles, el fallo por flexión ha sido considerado casi exclusivamente como el modo crítico de colapso, sin embargo, el fallo por cortante es realmente el único modo de colapso cuando el revestimiento está extendido alrededor de toda la sección del túnel, continua y solidariamente, aspecto logrado mediante la aplicación de la técnica del hormigón proyectado. Este fenómeno ha sido notado repetidamente en la práctica por el Dr. Rabcewicz durante experimentos a escala natural y en obras no construidas correctamente.

Sattler ha confirmado completamente el principio establecido por Rabcewicz de que el revestimiento de un túnel bajo la presión existente en el contorno de la cavidad puede fallar solo por cortante. Este fallo toma lugar a lo largo del plano de Mohr con el pequeño ángulo de 20 a 40º hacia el eje del revestimiento. El punto de fallo está situado cerca del eje

principal.

VIII – Análisis estructural.

El comportamiento de un revestimiento delgado aplicado alrededor de la masa rocosa bajo diferentes condiciones de soporte, ha sido examinado matemáticamente por Sattler. La particularidad principal de este epígrafe es explicar por qué los revestimientos muy delgados de hormigón proyectado pueden ser usados como estructura confinante en la mayoría de los suelos y rocas.

Un sistema estático fue seleccionado para este propósito soportado y cargado

de varias formas como aparece en la Figura No. 4, un revestimiento de hormigón soportado

elásticamente en los puntos del 4 al 10 es sometido a una carga de 35 T cerca de la clave (Figura No. 4 a) para imitar las condiciones geológicas particulares del túnel de Schwaikhein, donde la mayor parte del terreno estaba compuesto de arcilla con pequeñas partículas de caliza.El grado de comportamiento alrededor de la cavidad fue asumido muy desfavorable 0.2 Kg/cm2 en el piso (ptos 9 y 10) y 10.1 Kg/cm2 en las paredes y clave (ptos del 1 al 8). El contacto entre la cáscara de hormigón y la roca es considerado sin fricción, el valor de ∈ del hormigón es 200000 kg/cm2. La curva de los momentos flectores resultante de los cálculos muestra que un momento positivo máximo de 13.3 T – M aparece bajo el punto de acción de la carga.

Observemos una importante influencia del método de soporte para la misma estructura calculada, pero cuando se soporta elásticamente sólo en los puntos del 8 al 10, la magnitud de momento en este caso es triplicada (Figura No. 4 b).

Si de otra forma, un soporte rígido es previsto en los puntos del 4 al 10, los momentos flectores desaparecen casi completamente, la línea de empuje siguiendo el eje de revestimiento del punto 5 desciende (Figura No. 4 c).

En la Figura No. 5 aparece la influencia de una carga uniformemente distribuida, donde los momentos flectores pueden ser observados; la estructura es nuevamente soportada elásticamente en los puntos del 4 al 10. La magnitud de la carga distribuida ha sido también trazada para este caso. El momento máximo es de 13.6 Tm, el cual no es muy alto; es casi igual al

obtenido en el caso anterior (carga de 35 T en la clave); pero los momentos negativos son considerablemente menores.La asunción sobre la cual están basados los cálculos es tal que no existe fricción entre el revestimiento y la roca, esto por supuesto no es real. Particularmente en métodos de revestimiento moderno existe siempre una unión muy fuerte entre los dos elementos por la colocación directa del hormigón proyectado sobre la superficie irregular de la roca, previamente mojada.

Las fuerzas tangenciales actuando en la superficie de contacto entre el revestimiento y la roca, previenen una deformación independientemente de una con respecto a la la otra.

Debido a la fuerte interacción entre estos elementos debemos entender que existe un vínculo estructural real, comparable al comportamiento del hormigón reforzado. Ahora si consideramos que el momento flector de 14 T – M actúa con una palanca de 50 cm, produciría una fuerza de compresión de 28 Ton en la roca y una tensión de igual magnitud en el revestimiento. El esfuerzo de tensión en 20 cm de espesor de hormigón llegaría así a una cantidad de 28000/100 *.20 = 14 Kg/cm2; el cual está muy por debajo de la tensión resistente por tracción.

En ningún caso un esfuerzo de tracción tan alto como este podrá alcanzarse, pues siempre será reducido sustancialmente por esfuerzos de compresión súper-impuestos, debido al efecto de arco de las fuerzas normales.

Estas investigaciones respecto a la magnitud y distribución de los momentos flectores en cáscaras delgadas de hormigón tales como los revestimientos de túneles, se explican claramente, para aquella época, porque ninguno de los túneles construidos hasta entonces se realizaron de acuerdo con estos modernos principios; donde aparece una simple traza producida por cortante.

IX – Evaluación Ingeniero – Geológica.

La puesta en obra del Nuevo Método Austríaco precisa ante todo, como la mayoría de los trabajos en roca, de un buen reconocimiento geológico e hidro-geológico, así como una primera identificación puede ser realizada a partir de un perfil geofísico completado por índices de resistencia e índices de fracturación (RQD) por ejemplo en las calas o sondeos.

Un análisis de la estructura del medio debe ser igualmente efectuado en la fase del anteproyecto. Los caracteres continuo – discontinuo, homogéneo – heterogéneo, e isótropo anisótropos de los terrenos a atravesar se deben investigar con el máximo rigor. En efecto, de estas características depende la naturaleza y la importancia del estudio geotécnico (estudio teórico y ensayos) que habrá que realizar.

Estos trabajos preliminares se harán a partir de los afloramientos, que se pueden observar y sobre todo de las calas de reconocimiento, permitiendo así plantear el problema y preparar el anteproyecto del túnel.

Los proyectos de ejecución se realizarán seguidamente a partir de las observaciones en galerías experimentales, también de los resultados de los ensayos “in situ” y en laboratorio.

En nuestra esfera constructiva no se están realizando los ensayos “in situ” como complemento de la investigación ingeniero – geológica. En la actualidad la investigación está basada en calas con recuperación de testigos, ensayos de laboratorio, estudios sísmicos y, en aquel momento, el empleo de la clasificación geomecánica de Bieniawski (modificada por Federico Torres), en la actualidad se utiliza más la “Q” de N. Barton et al.

. Debido a que no se pueden reajustar los parámetros físico – mecánicos mediante los ensayos “in situ” durante el avance del túnel es recomendable ir valorando las galerías excavadas a partir de las clasificaciones geomecánicas para realizar cualquier ajuste necesario que no coincida con la investigación preliminar. Es decir aplicar el principio de “Proyección con el Avance”

En el Anexo # 1, aparece la Clasificación de Bieniawski modificada por Torres, En el se explica claramente como el ingeniero puede conocer sin dificultad ante qué clase de terreno se encuentra a pie de obra.

X – Secuencia de Cálculo.

Datos: γ = densidad del terrenoc = cohesión∅ = ángulo de fricción de internar = radio de la excavación H = techo sobre la sección

1- Cálculo de la presión de roca.

Po = γ * H, Po – condición de esfuerzo primaria.

σr=−c cot∅+[C cot∅+Po (1– sen∅ ) ] (r /R )( 2 sen∅1−sen∅ ) Donde:

σr : Presión de la rocaR: Radio de estabilización.

2- Cálculo de la presión de confinamiento.

a) Cálculo del bulonado

Datos: Aa: Área de aceroFF: Coeficiente de fricción

Tabla No. 1 Coeficiente de fricción en función del ángulo de fricción del macizo.FF ∅ Macizo5 45º3-4 35-45º

2-2.9 27-34º1.5-1.9 20-26º

Para valores menores de 20º no se recomienda el uso de bulones.

LB=1.3×rFF

PB=Aa×Ra

1150×ext

LB

3=¿e=t<LB

LB = Longitud del bulónRa = Resistencia del aceroe = Espaciamiento longitud de bulonest = Espaciamiento trans. De bulones PB = Presión de confinamiento del bulonador = Radio de excavación

b) Cálculo del Hormigón proyectado

∝ = 45 - ∅ /2

d=σr∗b∗sen∝2.2T H

TH = 0,20 RH

b = 2 r cos ∝

PH=1,66 d×T H

r cos∝

∝ = ángulo que determina el fallo a cortante en la rocaσr = presión de la rocab = altura de la zona del fallo a cortanted = espesor de hormigón proyectadoTH = resistencia a cortante del hormigón proyectadoRH = resistencia del hormigónPH = presión de confinamiento del hormigón proyectador = radio de excavación c) Cálculo del acero (Malla y/o cercha)

Se pre dimensiona:

NB = No. barras por metro lineal de sección o túnel.DA = Diámetro del acero.Ra = Resistencia del acero.Rc = Resistencia de la cercha.Ac = Área de acero de la cercha.AB = Área de acero de la malla por metro lineal.PM = Presión de confinamiento de la malla.

AB=NB×3.14×(DA )2

4

PM=2 ( AB×RA+Ac×Rc)

2.5b×sen∝

d) Cálculo de la presión de confinamiento.

Pc = PB + PH + PM

Pc = Presión de confinamiento del bulonado, hormigón y acero.

3- Cálculo de la presión de confinamiento que aporta el anillo portante.

a) Cálculo del espesor del anillo portante.

DE=90×eπr

e = Espaciamiento longitudinal de bulones.DE = Ángulo delta con respecto al bulón.r = Radio de excavación.

Z = Sen DE x Tan (22.5-DE/2) + (1-Cos DE)Z: Factor que depende del ángulo del buló

W = LB – (r + LB) Z.W = Espesor del anillo portante que forma el bulón.

b) Cálculo de la resistencia a cortante del anillo.

T S=Pc× tan∅ i+C

(1− tan∅ itan (450+∅ i /2 ) )

∅ i= ∅−K ∅ TS = Resistencia a cortante del anillo K = Factor de corrección del ángulo ∅ a medida que aumenta la presión de confinamiento.

Tabla No. 2 Valores de K de acuerdo a la presión de roca σr .K σr (T/m2)0,02 10-200,05 30-400,10 50-600,17 70-800,25 90-100

C Cálculo del ángulo promedio del fallo a cortante.

∝1= 45º - ∅ i/2 ∝1= Ángulo que determina el fallo a cortante en el anillo portante.

y=1− W 2

(0,5× (2 r )2+W ×2 r ) tan2∝1

y = Factor que determina el valor del ángulo Θ__

¿ 1

sen (Y sen∝1+cos∝1×√1− y2 ) Θ = Valor que determina el ángulo CH.CH = Ángulo promedio de fallo a cortante.

c) Cálculo de la presión de confinamiento total.

PW=2×T S×W × cosCH /2

b×sen∝1

PW = Presión de confinamiento total.

4- Cálculo del factor de seguridad.

FS=PW

σr

Si 1.2 ≤ FS ≤ 1.5 OKSi FS < 1.2 → volver al punto 2.

Se recomienda:1ro. Disminuir espaciamiento de bulones.2do. Aumentar el número de mallas y/o cerchas.3ro. Aumentar la resistencia del hormigón, pero nunca el espesor.5- Recomendaciones técnicas para el uso del acero de refuerzo.

Debido a que el método de confinamiento se basa en el empleo del hormigón proyectado el refuerzo de acero a emplear se colocará en función de la sección excavada y la calidad de la roca, pudiéndose emplear las siguientes variantes:I- Malla de refuerzo de alambrón de 15 x 20 de resistencia 2400 Kg/cm2.II- Doble malla de refuerzo de alambrón de 15 x 20 de resistencia 2400 Kg/cm2. III- Malla de refuerzo de alambrón de 15 x 20 de resistencia 2400 Kg/cm2 y cerchas de

cabillas espaciada a 1 m en el sentido longitudinal del túnel. La cercha tendrá la estructura siguiente: Acero dos barras de φ = 20 mm separadas 25 cm y unidas por una barra en zigzag de φ = 10mm, cn puntos de apoyo en la barra exterior separados a 40 cm, acero estructural de resistencia de 2400 Kg/cm2. (Esta solución niega un tanto el criterio de mantener el espesor del revestimiento tan bajo como sea posible, se justifica solo para cerrar el anillo y rigidizarlo en casos de posibles afectaciones por subsidencia en la superficie que hacen necesario reducir los desplazamientos radiales. Cuando se utiliza el hormigón reforzado con fibras es preferible aumentar la cuantía de la fibra y reforzar con barras de acero de 25mm, o más, espaciadas menos, digamos de 30 a 50

cm, para aumentar la resistencia al cortante del sostenimiento – revestimiento. El acero de refuerzo debe vincularse a los bulones, convenientemente espaciados,)

IV- Doble malla de refuerzo de alambrón de 15 x 20 de resistencia 2400 Kg/cm2 y cercha de cabilla espaciada a 1 m en el sentido longitudinal del túnel.

Nota: el montaje de la malla y cercha así como su unión y/o fijación se puede consultar en la Cartilla Tecnológica de Refuerzo de Acero.

Las soluciones III y IV son recomendables en los suelos clasificados en la categoría 4 de Bieniawski.

En general el empleo de los refuerzos de mallas se han sustituido por el acero en fibras. El sentido de ambas formas de refuerzo es aumentar la resistencia al cortante y en cierta medida a la tracción. La fibra es tan efectiva o más que la malla de alambrón y es mucho más eficiente para su colocación.

10.1 – Ejemplos de cálculo.

Caso No.1: Se quiere construir un túnel con secciones de 6 a 12m de luz en un macizo rocoso donde predomina la roca caliza. Los datos obtenidos de la investigación ingeniero – geológica son los siguientes:

γ = 2.45 t/m3

C = 35 T t/m2

∅ = 40º r = 6 y 3 m H = 35 m

1- Cálculo de la presión de roca.

Po = γ *H = 2.45 x 35Po = 86 t/m2

σr ¿−c cot∅+[c cot∅+Po (1−sen∅ ) ] (r /R )( 2 sen∅1−sen∅ ) Consideramos r/R = 1 ya que no se va a medir convergencia tenemos:.σr ¿−c cot∅+[c cot∅+Po (1−sen∅ ) ]

Sen 40º = 0,64

Por tanto σr = Po (1- sen∅) = 86 (1-0,64) σr = 31 t/m2


a) Cálculo del bulonado.

LB=1.3×rFF

Aa = 5 cm2 (es el más práctico y recomendable de acuerdo a las experiencias adquiridas hasta la fecha)

Para L = 12m

LB=1.3×63.5

= 2.2 m FF = 3.5 interpolando en tabla No. 1 con ∅ = 40º

Para L = 6m

LB=1.3×33.5

LB = 1.1m

- Para la luz de 12m el bulón será 2.2m (Para esta luz se utiliza un bulón mucho mayor, 3m aproximadamente).

- Para la luz de 6m el bulón por cálculo es de 1.1m pero desde el punto de vista práctico no es recomendable usar bulones menores que 1.5m ya que en estos casos se solucionarán con poco hormigón y acero debido a la calidad de la roca, y la secuencia constructiva es más rápida. Por tanto en este caso particular no usaremos bulones para la luz de 6m.

-(Aquí hay un error conceptual en las galerías con luz de 6m y aun menos también se usan bulones por el efecto de “coser” los bloques: La longitud del bulón tiene que ser igual o mayor que el doble del espaciamiento y ajustado al medio de perforación. Estamos usando anclas de 2,7 – 3,0 m de longitud con espaciamiento entre 1,3 y 1,5m según sea el caso o menor. El cálculo del área del acero es el que corresponde a la barra de1 pulgada, 25mm, que es la que normalmente se utiliza para hacer los bulones.)

Presión de confinamiento de bulonado.

PB=Aa×Ra

1150×e×t

Ra = 3000 Kg/cm2

LB = 2.2 m

LB

3=¿e=t<

LB

2

Escogemos e = t = 2 cerca del límite superior por estar ante una roca de buena calidad.

(Ahí está el error antes señalado. Si el espaciamiento es mayor que la mitad de la longitud del bulón no se crea el anillo portante dentro de la roca. La explicación es simple si consideramos el efecto del bulón en un cono que se abre con un ángulo sólido de 450, desde cada extremo, caso de los bulones anclados en punta con pancha y tuerca. Se asume de forma similar, aunque no lo es en los de anclaje repartido)

PB=5×30001150×2×2

=3.2 t /m2

b) Cálculo del hormigón proyectado.

∝=45−∅ /2

∝=45−40/2

∝ = 25º

∅ = 40º

RH= 200 Kg/cm2

TH = 0, 2 RH

= 0, 2 x 200 = 40 K/cm2 cos 25º = 0.9 TH = 400 t/m2 sen 25º = 0.42

d=σr∗b sen∝2.2T H

b = 2r cos∝

b = 2 x 6 x 0.9

d=31×10.8×0.422.2×400

b = 10.8m

d = 0.15m

(Aquí debe comprobarse siempre que el espesor de la capa de hormigón lanzado este por debajo de 1/50 a 1/60 de la luz, en este caso 20 ó 25 cm como máximo. 15cm lo cumple)

Para L = 12m PH=1.66 dT H

r cos∝=1.66×0.15×400

6×0.9=18.4 t /m2

Para L = 6 m PH=1.66×0.15×400

3×0.9=36.8 t /m2

c) Cálculo del acero (ver recomendaciones)

Se predimensiona:

NB = 7 barras/ml (malla espaciada a 15cm por encontrarnos ante una roca de buena calidad)DA = 6 mmRa = 2400 k/cm2Rc = 0Ac = 0

AB=N B×3.14×(DA )2

4

¿7×3.14×(0.6 )2

4

AB= 2 cm2

Para luz = 6mb = 2r cos ∝ b = 2 x 3 x 0.9b = 5.4 m

PM=2 ( AB×Ra+Ac×Rc )

2.5bsen∝ =

PM=2 (2×2400+0 )2.5×10.8×0.42

= 846 kg/m2 = 0.85 t/m2 para luz = 12m

= 1693 kg/cm2 = 1.7 t/m2 para luz = 6m

d) Cálculo de la presión de confinamiento

Pc = PB + PH + PM

Para L = 12m Pc = 3.2 + 18.4 + 0.85 = 22.45 t/m2

Para L = 6m Pc = 0 + 36.8 + 1.7 = 38.5 t/m2

3- Cálculo de la presión de confinamiento del anillo portante.Solo se calcula para la luz de 12m que tiene bulones.a) Cálculo del espesor del anillo.

DE=90×eπ∗r ¿

=90×2.23.14×6

=¿ 10.5º

r = radio de excavacióne = espaciamiento de bulones Z = sen DE x tan (22.5 – DE/2) + (1 – cos DE)Z = sen 10.5º x tan (22.5 – 10.5º/2) + (1 – cos 10.5º)Z = 0.18 x 0.22 + (1 – 0.98)Z = 0.059

Sen 10.5º = 0.18Cos 10.5º = 0.98

Tan 12.5º = 0.22

W = LB – (r + LB) ZW = 2.2 – (6 + 2.2) 0.059W = 1.71 m

b) Cálculo de la resistencia a cortante del anillo.

T S=Pc× tan∅ i+C

1− tan∅ itan (45+∅ i /2 )

T S=22.5×0.78+35

1−0.782.05

T S=52.550.82

T S = 68 t/m2

∅ i = ∅ - K ∅

K = 0.05 (de la tabla 2)

∅ i = 40 - 0.05 x 40

∅ i= 38º

Tan 38º = 0.78

Tan (45 + 19) = 2.05

c) Cálculo del ángulo promedio del fallo a cortante.

∝1 = 45º - ∅ i/2

∝1 = 45º - 38/2

∝1 = 45º - 19 = 26º

Y=1− W 2

(0.5× (2 r )2+W × (2 r ) tan 2∝1 )

Y=1−(1.7 )2

(0.5× (2×6 )2+1.7×2×6¿ tan¿¿2260 )

Y=1− 2.89(72+20.4 )0.237

Y = 0.868

Θ ¿1

sen (Y−sen∝+cos∝×√1− y2 )

Θ ¿1

sen (0.868×0.44+0.9×0.496 )

Θ= 1sen (0.83 )

= 10.0145

Θ = 68.9º

Sen 26º = 0.44

Cos 26º = 0.9

CH = _ Θ - ∝1

CH = 68.9º - 26º = 42.9º

d) Cálculo de la presión de confinamiento total.


b×sen∝1 caso de L = 12m

PW=2×68×1.7×0.9310.8×0.44

=45.2t /m2

En caso de la luz de 6m al no calcularse anillo portante se coge la presión de confinamiento del hormigón y el acero.

Pc= 36.8 + 1.7 = 38.5 t/m2

4- Cálculo del factor de seguridad para la luz de 12m

FS=PW

¿ r=45.231

=1.45 Ok

Para la luz de 6m:

FS=Pc

¿ r=38.531

=1.24 Ok

En ambos casos el FS es mayor que 1.2 y menor que 1.5.

La sección de 12m quedaría diseñada de la siguiente forma:

- Bulones de 2.2m de log. y ∅ = 25mm @ a 2,00m Ra = 3000 kg/cm2

- 15 cm de hormigón proyectado de RH= 200 kg/cm2

- Malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga Ra = 2400 kg/cm2


- 15 cm de hormigón proyectado de RH= 200 kg/cm2 (Resulta excesiva para que trabaje como una cascara)

- Malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga Ra = 2400 kg/cm2

En ambos casos las malla se solaparán como mínimo 20 cm, vinculados mediante soldadura o alambre cada 30 cm en ambos sentidos.

El bulón recomendado es de cabilla de 1 pulgada con pasta de cemento (A/C = 0.35) y arandela de 15 x 15 x 1 cm.

La tensión de trabajo del bulón debe ser el 50% de su capacidad en fluencia. La rosca del bulón debe ser M – 24.

Las dos excavaciones (6 y 12 m) podrán hacerse a plena sección. El tiempo de colocación del revestimiento, así como la distancia de avance máxima sin soporte, será la establecida en la investigación ingeniero – geológica.

10.2- Ejemplo de cálculo

Caso No. 2:

Se quiere construir un túnel con secciones de 6 y 12m de luz en un macizo rocoso donde predomina la roca margosa. Los datos obtenidos de la investigación son los siguientes:

γ = 2.2 t/m3

C = 25 t/m2

∅ = 30º

r = 3 y 6m

H = 40m

1- Cálculo de la presión de roca

Po = γ * H = 2.2 x 40

Po = 88 t/m2

σr=−c cot∅+[ ccot∅+Po (1−sen∅ ) ] (−¿R )( 2 sen∅1−sen∅ ) Consideramos r/R = 1 ya que no se va a medir convergencia.

Por tanto: σr = Po (1 – sen ∅ )

σr = 88 (1 – 0.5)

σr = 44 t/m2

2- Cálculo de la presión de confinamiento.a) Cálculo del bulonado Aa = 5 cm2

Entrando en la tabla No.1 FF = 2.4 para ∅ = 30º

LB=1.3×rF F

LB=1.3×62.4

= 3.2m para la luz de 12m

LB=1.3×32.4

= 1.6m para la luz de 6m

Presión de confinamiento del bulonado.

LB/3 < e = t < LB escogemos e = t = 1.6 para la luz de 12m

escogemos e = t = 1.2 para la luz de 6m

Nota: en ambos casos se consideró un valor intermedio de C ya que estamos ante una roca de categoría regular.

PB 1=Aa×Ra

1150×e× t= 5×30001150×1.6×1.6

= 5 t/m2 para L= 12m

PB 2=Aa×Ra

1150×e× t= 5×30001150×1.2×1.2

= 9 t/m2 para L= 6m


∝ = 45 - ∅ /2 ∅ = 30

∝ = 45 – 30/2

∝ = 30º RH = 200 kg/cm2

TH = 0.2 RH

TH = 0.2 x 200 = 40 kg/cm2 sen 30º = 0.5

TH = 400 t/m2 cos 30º = 0.86

b = 2 r cos a

d=σr∗b sen∝2.2T H

para L = 12 b = 2 x 6 x 0.86

b = 10.32

para L = 6 b = 2 x 3 x 0.86

b = 5.16

Para L = 12m d=44×10.32×0.52.2×400

= 0.25m

Para L = 6m d=44×5.16×0.52.2×400

= 0.13m

Confinamiento del hormigón proyectado.

PH1=166×dT H

r cos∝=1.66×0.25×400

6×0.86 = 32 t/m2 para L= 12m

PH1=166×0.13×400

3×0.86 = 33.4 t/m2 para L= 6m


Se pre dimensiona para L = 12 m

NB = 14 barras /ml (doble malla espaciada a 15 cm) debido a que el terreno es de categoría regular y la luz de excavación es grande.

DA = 6mm

Ra = 2400 kg/cm2

Rc = 0

Ac = 0

AB1=NB×3.14×(DA )2

4=14×3.14×

(0.6 )2

4

AB1= 4 cm2

PM 1=2 ( AB× Ra+Ac Rc )2.5b×sen∝

=2 (4×2400+0 )2.5×10.3×0.5

= 1491 kg/m2 = 1.49 t/m2

= 1.5 t/m2

Para L = 12 m

Pc1 = PB1 + PH1 + PM1 = 5 + 32 +1.5 = 38.5 t/m2

Se predimenciona para L = 6m

NB = 7 barras/ml (malla de alambrón espaciada a 15 cm) debido a que el terreno es de categoría regular y la luz a excavar es mediana.

Ra = 2400 kg/cm2

Rc = 0

Ac = 0

AB2=NB×3.14×(DA )2

4=7×3.14

(0.6 )2

4=2cm2

PM 2=2 ( AB× Ra+AcRc )2.5×sen∝

=2 (2×2400+0 )2.5×10.3×0.5

=745.5kg /m2

PM 2 = 0.74 t/m2

Pc2 = PB2 + PH2 + PM2

Para L = 12m Pc2 = 9 + 33.4 + 0.74 = 43.1 t/m2

3- Cálculo de la presión de confinamiento del anillo portante.

Cálculo para la luz de 12m.

a) Cálculo del espesor del anillo.

DE=90×eπr

=90×1.63.14×6

=¿ 7.6º

Z = sen DE x tan (22.5 – DE/2) + (1 – cos DE)

Z = sen 7.6º x tan (22.5 – 7.6º/2) + (1 – cos 7.6º)

Z = 0.132 x 0.266 + (1 – 0.99) sen 7.6 = 0.132

Cos 7.6 = 0.99

Z = 0.132 x 0.266 + (1 – 0.99) tan 14.9 = 0.266

Z = 0.045

W = LB – (r + LB) Z

W = 3.2 – (6 +3.2) 0.045

W = 2.8 m

b) Cálculo de la resistencia a cortante.

T S=Pc1× tan∅ i+c

1− tan∅ itan (45+∅ i /2 )

T S=38.5×0.529+25

1−0.5291.65

= 66.7 t/m2

∅ i = ∅ - K ∅

K = 0.07 (interpolando en la tabla 2)

∅ i = 30 - 0.07 x 30

∅ i= 27.9

Tan 27.9 = 0.529

c) Cálculo del ángulo promedio del fallo a cortante. Sección 12m

∝1 = 45º - ∅ i/2

∝1 = 45º - 27.9/2

∝1 = 31.5

Tan 31.05 = 0.60

Y=1− W 2

(0.5× (2 r )2+W × (2 r ) tan 2∝1 )

Y=1−(2.8 )2

(0.5× (2×6 )2+2.8×2×6 )0.36

Y=1− 7.84(72+33.6 )0.36

Y = 0.8

Θ= 1

sen (Y−sen∝1+cos∝1×√1− y2 )

Θ= 1sen (0.8×0.51+0.857×0.6 )

Θ= 1sen (0.92 )

= 10.0157

Θ = 63.7º

CH = Θ - ∝1 = 63.7 - 31 = 32.7º

d) Cálculo de la presión de confinamiento total. Sección 12m


b×sen∝1

PW=2×66.7×2.8×0.95910.32×0.51

=68 t /m2

4- Cálculo del factor de seguridad. Sección 12m

FS=PW

¿ r=6844

=1.5 Ok


- Bulones de 3.2m de log. y diámetro de 25mm espaciados a 1.6m en ambos sentidos.Ra = 3000 kg/cm2

- 25 cm de hormigón proyectado de resistencia a comp. = 200 kg/cm2

- Doble malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga Ra = 2400 kg/cm2

Ahora continuamos los cálculos de la sección de 6m. Habíamos concluido con el punto 2 con el cálculo de la presión de confinamiento.

Pc2 = 43.1 t/m2

Pasamos al punto 3

3- Cálculo de la presión de confinamiento del anillo a cortante.

a) Cálculo del espesor del anillo.

(l = 6m)

e = t = 1.2

DE=90×eπr

=90×1.23.14×3

=¿ 11.5º sen 11.5º = 0.199

Cos 11.º = 0.979

tan 16.7 = 0.30


Z = sen 11.5 x tan (22.5 – 11.5/2) + (1 – cos 11.5)

Z = 0.199 x 0.3 + 0.021

Z = 0.08

W = LB – (r + LB) Z

W = 1.6 – (3 +1.6) 0.08

W = 1.2 m

b) Cálculo de la resistencia a cortante.

L = 6m∅ i= 27.9

Tan 27.9 = 0.529

T S=Pc2× tan∅ i+C

1− tan∅ itan (45+∅ i /2 )

T S=43.1×0.529+25

1−0.5291.65

T S = 61 t/m2

c) Cálculo del ángulo promedio de fallo a cortante. Sección L = 6m

∝1 = 31.05

Y=1− W 2

(0.5× (2 r )2+W × (2 r ) tan 2∝1 )

Y=1−(1.2 )2

(0.5× (2×3 )2+1.2×2×3 )0.36

Y=1− 1.44(13+7.2 )0.36

Y = 0.84

Θ= 1


Θ= 1sen (0.84×0.51+0.857×0.54 )

Θ= 1sen (0.9 )

= 10.0157

Θ = 63.9º

Sen 0.9 = 0.0157

CH = Θ - ∝1= 63.6 - 31 = 32.60

Cálculo de la presión de confinamiento total. Sección 6m

PW 2=2×T S×W × cosCH /2

b×sen∝1 cos 32.6/2 = 0.959

PW=2×5×1.2×0.9595.16×0.51

=53.3t /m2

4- Cálculo del factor de seguridad. Sección 6m

FS=Pw 2

¿ r=53.344

=1.21 Ok

La sección de 6 m quedaría diseñada de la siguiente forma:

- Bulones de 1.6m de longitud y 25mm de diámetro espaciados a 1.2m en ambos sentidos. Ra = 3000 kg/cm2


- Una malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga Ra = 2400 kg/cm2



- Malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga. En ambos casos las mallas se solaparán como mínimo 20 cm, vinculados mediante soldadura o alambre cada 30 cm en ambos sentidos.

- El bulón recomendado es el de cabilla de 1 pulgada con pasta de cemento (A/C = 0.35) y arandela de 15 x 15 x 1 cm.

- La tensión de trabajo del bulón debe ser el 50% de su capacidad en fluencia. La rosca debe ser M – 24.La sección de 6m podrá excavarse a plena sección.

La sección de 12m se excavará por partes según el siguiente diagrama.

Durante el avance la distancia de los frentes excavados entre las galerías I y II será como mínimo 20m.

El tiempo de colocación del revestimiento, así como la distancia máxima sin soporte será la establecida en la investigación ingeniero – geológica. No obstante el ingeniero podría auxiliarse del gráfico de Bieniawski donde aparece el tiempo de permanencia estable del terreno para las diferentes categorías de rocas.

10.3- Ejemplo de cálculo.

Caso No. 3:

Se quiere construir un túnel con una luz de 12m en un terreno arcilloso. Los datos obtenidos en la investigación ingeniero – geológica son los siguientes:

γ = 1.8 t/m3

c = 15 t/m2

∅ = 20º

R = 6m

H = 35m

1- Cálculo de la presión de roca

Po = γ *H = 1.8 x 35

Po = 63 t/m2

Como no se va a medir convergencia.

r/R = 1

Sen 20º = 0.34

Por tanto: σr = Po (1 – sen ∅ )

σr = 63 (1 – 0.34)

σr = 42 t/m2


a) Cálculo del bulonado Aa = 5 cm2 (bulón de 1”)Ff = 1.5 (de la tabla No.1)

LB=1.3×rF F

LB=1.3×61.5

= 5.2m Ra = 3000 kg/cm2

Presión de confinamiento del bulonado.

Escogemos e = t = 2.6 igual a la mitad del bulón

PB=Aa×Ra

1150×e×t= 5×30001150×2.6×6

= 1.9 t/m2


∝ = 45 - ∅ /2

∝ = 45 – 20/2

∝ = 35º RH = 200 kg/cm2

TH = 0.2 x RH = 0.2 x 200 = 40 kg/cm2 = 400 t/m2

b = 2 r cos a

b = 2 x 6 x 0.819

b = 9.8m

sen 35º = 0.57

cos 35º = 0.819

d=¿b sen∝2.2T H

d=42×9.8×0.572.2×400

= 28cm

PH=1.66×dT H

r cos∝=1.66×0.28×400

6×0.819 = 38 t/m2


Escogemos la variante IV por encontrarnos ante un terreno de C y ∅ bajos y con una luz de 12m.

NB = 14 barras /ml (doble malla)

DA = 6mm

Ra = 2400 kg/cm2

Rc = 0

Ac = 8 cm2 (Área de acero de la cercha)

AB=N B×3.14×(DA )2

4=14×3.14×

(0.6 )2

4

AB= 4 cm2

PM=2 ( AB×Ra+Ac×Rc)2.5b×sen∝

=2 (4×2400+8×3000 )2.5×9.8×0.57

= 4812 kg/m2 =4.8 t/m2

Pc = PB + PH + PM

Pc = 44.7 t/m2

a) Cálculo de la presión de confinamiento del anillo portante.

b) Cálculo del espesor del anillo.

DE=90×eπr

=90×2.63.14×6

=¿ 12.4º


Z = sen 2º x tan (22.5 – 12.4º/2) + (1 – cos 12.4)

Z = 0.35 x 0.29 + 1 – 0.97

Z = 0.13

W = LB – (r + LB) Z

W = 5.2 – (6 +5.2) 0.13

W = 3.7 m (espesor del anillo)

c) Cálculo de la resistencia a cortante del anillo.

T S=Pc× tan∅ i+c

1− tan∅ itan (45+∅ i /2 )

T S=44.7×0.34+15

1−0.341.396

= 40 t/m2

Cálculo del ángulo promedio de fallo a cortante.

∝1 = 45º - ∅ i/2

∝1 = 45º - 18.8/2

∝1 = 35.6º

Tan 35.6 = 0.51

Y=1− W 2

(0.5× (2 r )2+W × (2 r ) tan 2∝1 )

Y=1−(3.6 )2

(0.5× (2×6 )2+3.6×2×6 )0.51

Y = 0.78

Sen 35.6º = 0.58

Cos 35.6º= 0.81

Θ= 1


Θ= 1sen (0.78×0.58+81×0.62 )

Θ= 1sen (0.95 )

= 10.0157

Θ = 63.7º

CH = Θ - ∝1 = 63.7 – 35.6 = 28.1º

d) Cálculo de la presión de confinamiento total.


b×sen∝1

PW=2×40×3.7×0.979.8×0.58

=50.5 t /m2

4- Cálculo del factor de seguridad.

FS=Pw

σr=50.542

=1.20 Ok

La sección de 12 m quedaría diseñada de la siguiente forma:

- Bulones de 5.2m de long. y ∅ = 25mm espaciados a 2.6m, en ambos sentidos. Ra = 3000 kg/cm2


- Doble malla de alambrón espaciada a 15 cm en sentido de la carga Ra = 2400 kg/cm2

- Cercha de cabilla espaciada a 1m en el sentido longitudinal del túnel.

La sección se excavará por partes, igual al ejemplo anterior. La excavación será con retroexcavadora.

El tiempo de colocación del revestimiento, así como la distancia máxima de avance sin soporte, será la establecida en la investigación ingeniero – geológica. No obstante en caso de duda puede auxiliarse de la fig. 6 donde aparece el gráfico de Bieniawski.

El resto de las recomendaciones en cuanto al tipo de bulón a emplear se mantiene igual que en los ejemplos anteriores.

ANEXO 1:

EVALUACIÓN INGENIERO – GEOLÓGICA DEL FRENTE DE TRABAJO EN OBRAS SUBTERRÁNEAS.

(Este material resulta bastante anticuado; pero tiene conceptos y recomendaciones útiles por lo que lo hemos mantenido en el artículo)

Introducción:

Durante las etapas de investigación ingeniero – geológica se determinan las características físicas, mecánicas e hidrológicas del macizo rocoso. Todos estos datos se recogen y representan gráficamente en los informes y planos que acompañan el cierre de cada etapa. Con posterioridad los proyectistas utilizan estos datos para proyectar la planta definitiva de la obra, la profundidad de construcción y las soluciones de revestimiento que deberán aplicarse para cada sección de túnel.

Durante el período de construcción de obras subterráneas se realiza el control geotécnico, el cual tiene por objetivo precisar y comprobar los principales datos ingeniero – geológicos determinados durante la etapa de investigación para proyecto ejecutivo, con el fin de mejorar el proyecto en el desarrollo de la construcción.

El control ingeniero – geológico sirve también para evaluar los métodos aplicados en las investigaciones ingeniero – geológicas, y para acumular experiencias en la investigación, proyección y construcción de obras subterráneas con condiciones similares.

El control ingeniero – geológico se realizará periódicamente después de cada avance en las distintas secciones de excavación, para lo cual deberá confeccionarse el corte ingeniero geológico ejecutivo de la excavación indicando:

- La composición litológica de las rocas.- Carácter de las discontinuidades.- Dirección y ángulo de buzamiento de los estratos y grietas.- Cantidad de grietas por metro cuadrado.- Dislocaciones tectónicas (fallas y pliegues) con sus características completas donde se

incluyen elementos de yacencia.

- Presencia del carso (cuevas), carácter de éste, extensión de las cavidades, tipo y carácter del relleno.

- Determinación del flujo real de agua subterránea a la excavación, indicando los puntos de mayor afluencia.

- Estudiar el grado de abertura de las grietas naturales y la formación de grietas artificiales como resultado de los trabajos de voladura.

- Asumir parámetros físicos y mecánicos mediante el análisis tacto visual del ingeniero geólogo.

- Seleccionar muestras de rocas y enviarlas al laboratorio para realizar ensayos físicos y mecánicos, comprobando y corrigiendo de esta manera los resultados de las investigaciones.

(El tamaño de las muestras debe ser de 50 x 50 cm2)

Todas las descripciones y anotaciones que se realicen al respecto se amarran a los puntos de referencia que construyen los topogeodestas a lo largo de la construcción del túnel y no a la planta de la obra, ya que esta puede variar durante el proceso constructivo, utilizando para ello la cinta métrica.

Con el objetivo de ordenar todas las características ingeniero geológicas e hidrogeológicas, así como de establecer un trabajo didáctico al respecto, en el presente manual se utilizará la clasificación geomecánica de Bienawski modificada.

Contenido:

- Relación del personal que ejecuta.

1 Ingeniero Geológico Técnico “A” o Especialista “B”

1 Técnico Geólogo Técnico “B” o cualquier Especialista dedicado a esta actividad.

- Relación de materiales necesarios.

1 Brújula de geólogo.

1 Piqueta de geólogo.

1 Cinta métrica de 25 m.

1 Cinta métrica de 2,0 m.

1 Frasco con ácido (ClH) al 15% para comprobar la presencia de carbonato de calcio.

1 Linterna de mano.

2 Cascos de minero con linterna.

1 Libreta de campo.

1 Lápiz.

1 Cuchilla de electricista.

1 Tabla de Bieniawski y modelos para controlar los diferentes aspectos.

- En caso de no tener brújula hay que orientarse con semi-círculos graduados o visualmente con respecto a la inclinación de la capa y el ángulo que se forma con la horizontal. Teniendo en cuenta que los ángulos que aparecen en la tabla de clasificación son medibles

- En caso de poseer piqueta de geólogo se utilizará un martillo, cabilla o cualquier instrumento que pueda partir la roca.

- En caso de no tener cinta métrica se mide a paso, con regla graduada o se gradúa una tablilla de madera haciendo lo posible de ajustarla a las mediciones.

- En caso de no tener ácido clorhídrico (ClH) no es imprescindible.- En caso de no tener linterna se usará un farol, una chismosa o la luz de un carro.- En caso de no tener libreta de campo se harán las anotaciones en libretas corrientes,

hojas presilladas, agendas, etc. Que se destine para este fin.- Se utilizarán lápices de cualquier tipo, siempre que las anotaciones sean claras y

legibles.- En caso de no tener cuchilla de electricista se utilizará cualquier objeto cortante y con

punta.- La tabla de Bieniawski y el modelo de datos de entrada son imprescindibles y se utilizará

un modelo para cada tramo.

Este manual deben tenerlo siempre en la obra como material de consulta.

Es necesario sacar varias copias del modelo de datos de entrada para cada control o tramo que se vaya a clasificar.

Condiciones iniciales requeridas para comenzar la operación.

Que se encuentre limpio el frente y con la iluminación y ventilación adecuada.

Descripción de la operación.

Para describir el tramo del túnel (avances de excavación no mayores de 10 metros) según la clasificación ingeniero geológica de los macizos rocosos, primeramente se analiza y describe las características litológicas y después se realizan los siguientes pasos:

- Determinación del coeficiente de Protodiákonov por métodos prácticos.

Valor del coeficiente de Protodiákonov

a) No se desprenden ni con muchos golpes (Mayor de 15).b) Se despedaza después de muchos golpes (Entre 5 y 10).c) Se despedaza con pocos golpes (Entre 5 y 10).

d) Se despedaza con un golpe (Entre 2 y 5).e) A veces se puede despedazar con cuchilla (Entre 1 y 2).f) Se despedaza con un golpe.

- Fácil despedazar con un cuchillo.- La uña deja surco (Entre 0 y 1)

Después que determiné el valor del coeficiente de Protodiákonov ¿Cómo aplicó la tabla?

Veamos un ejemplo:

- La muestra se despedazó con muchos golpes, por lo tanto el coeficiente de Protodiákonov está entre 10 y 15.

Voy a la tabla del coeficiente de Protodiákonov.

Coeficiente de fortaleza (F) 20 15 10 8 6 5 4 3 2 1,5 1 0,8 0,3Valor para túneles y talud 15 14 13 10 8 7 6 5 4 2 1 0

Como el valor de F está entre 10 y 15 y en la tabla el 10 equivale a un valor para túnel de 13 y 15 un valor de 14, tomo el menor, por lo tanto el valor para túnel de este F es 13.

Determinación del R.Q.D

El RQD es un índice de la calidad del macizo rocoso que se determina por el % que representan las muestras de perforación, mayores de 10 cm de la longitud total de la cala.

¿Cómo se determina en el túnel?

Suponiendo que no tengamos datos de la investigación.

1- Se toma una longitud de 10m lineales de túnel.a) Se analiza si hay grietas o estratos en la clave y paredes.b) Se mide la cantidad por cada metro cuadrado.c) En el caso de las grietas en la clave se supone una cala horizontal que corte

perpendicularmente la mayor cantidad de grietas.d) Según la separación en las grietas se determina la magnitud de testigos mayores y

menores de 10 cm en los 10m de túnel.e) Se halla el % (por ciento) que representan los testigos mayores de 10cm de longitud total

de 10m. f) En el caso de estratos procedemos de igual forma, con la variante de que en ocasiones

resulta más fácil medir sus espesores en la pared.

Determinación del espaciamiento de las fracturas.

a) Medimos con una cinta métrica, la distancia entre una línea de fractura y otra por metro cuadrado.

b) Estas mediciones pueden hacerse tanto en las paredes como en la clave dependiendo de donde se observen mejor las fracturas.

c) Si existe estratificación vertical o subvertical se toma la distancia entre estratos como el espaciamiento entre fracturas por metros cuadrados.

d) Estas mediciones se toman a lo largo de 10m de túnel.

Condiciones de la fractura

Esta característica de las fracturas se refiere a las ampliaciones de sus paredes, el relleno y distancia existente entre ellas.

Las paredes pueden ser lisas desde la textura de un espejo o tener una mayor rugosidad.

Pueden estar vacíos, o rellenas de material arcilloso u otro cementante más fuerte.

Estas condiciones se aprecian por simple observación visual y puede hacerse tanto en las paredes como en la clave.

Muchas veces es posible hacerlo en la pared del túnel por cada m2, otras veces hay que apreciarlo en la clave.

Veamos los siguientes ejemplos:

1- Superficie rugosa, no continuas sin separación, roca dura en la pared. Valor por la tabla 25.

2- Superficie ligeramente rugosa, separación < 1mm, roca dura en la pared. Valor de la tabla 20.

3- Superficies ligeramente rugosas; separación < 1mm. Roca blanda en la pared. Valor por la tabla 12.

4- Superficie con espejo de falla, salbanda < 5mm de espesor, o abertura de fracturas 1 – 5mm; fracturas continuas. Valor por la tabla 6.

5- Salbanda suave > 5mm, o abertura de fracturas > 5mm fracturas continuas. Valor por la tabla 0.

Determinación del agua subterránea.

El método más práctico es utilizar en la Tabla de Aguas Subterráneas, la fila No. 3 que dice:

Agua Subterránea

Condiciones Generales

Completamente Seco

Sólo Humedad

Agua Baja Presión

Severos problemas de agua

Valor para Túnel

10 7 4 0

Veamos algunos ejemplos:

- Completamente seco (no se aprecia al tocar la pared, nada de humedad).- Sólo humedad (se aprecia al tocar la pared húmeda puede haber goteo en la clave).- Agua bajo presión moderada (se aprecia fluencia continua del agua).- Severos problemas de agua (se observan chorros a presión gran fluencia de agua).

Afectación por la orientación de la dirección y buzamiento de las fracturas y estratos en la construcción de túneles.

¿Qué es un estrato?

Un estrato es una masa de roca homogénea y compacta de forma laminar con espesores variables y que se disponen en la naturaleza con distintas inclinaciones, teniendo dirección y buzamiento.

Este mismo principio se cumplió para las grietas y fallas.

¿Qué diferencia existe entre una grieta y una falla?

Una grieta es una ruptura de las rocas sin que existan desplazamientos en sus paredes.

Una falla es una ruptura en la que aparecen desplazamientos entre sus paredes y generalmente esta fricción provoca la destrucción de las rocas más cercanas a las paredes.

Una vez aclarados estos conceptos pasemos a analizar las afectaciones por el rumbo y buzamiento de las fracturas y estratos en el túnel.

1er caso: Rumbo perpendicular al eje del túnel. Se nos pueden presentar 4 situaciones:

1- Que la excavación se realice a favor del buzamiento y el ángulo de buzamiento está entre 45º y 90º. En esta situación estamos ante una construcción “Muy favorable”.

Que la excavación se realice a favor del buzamiento y el ángulo de buzamiento está entre 20º y 45º. En esta situación estamos ante una construcción “Favorable”.

2- Que la excavación se realice contra el buzamiento y el ángulo de buzamiento está entre 45º y 90º. En esta situación estamos ante una construcción con características de “Regular”

3-Que la excavación se realice contra el

buzamiento y el ángulo de buzamiento esté entre 20º y 45º. En esta situación estamos ante una construcción con características de “Desfavorable”.

2do caso: Rumbo paralelo al eje del túnel. Se nos pueden presentar 2 situaciones:

1- Que la excavación se realice paralela a la dirección o rumbo de las capas o grietas y que el buzamiento de las mismas está entre un ángulo de 45º a 90º. En este caso estamos ante una construcción con características de “Muy desfavorable”.

2- Que la excavación se realice paralela a la dirección o rumbo de las capas o grietas y que el buzamiento de las mismas esté entre un ángulo de 20º a 45º. En este caso estamos ante una construcción con características de “Regular”.

3er caso: Independientemente del rumbo o dirección del estrato o grieta, el ángulo de buzamiento es entre 0º y 20º. Estamos ante una situación constructiva “Desfavorable”.

Después de analizar los tres casos que se nos puede presentar con las distintas situaciones veremos qué significado tiene esto para la evaluación del macizo.

Dependiendo de la situación constructiva, a la sumatoria de valores producto de la evaluación de los 5 índices anteriores se le resta la valoración descrita en la siguiente tabla:

Ajuste de los valores por orientación de las fracturas.

Orientación del rumbo y buzamiento de las fracturas

Muy favorable

Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable

Valores para Túneles 0 -2 -5 -10 -12

Veamos la tabla de categoría del macizo rocoso en base a los valores definitivos.

Valores 100 – 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 20Categoría I II III IV V

DescripciónRoca muy

buenaRoca buena Roca regular Roca pobre

Roca muy pobre

Después de determinar los valores de los 5 parámetros y el ajuste por la orientación del rumbo y buzamiento de las fracturas y estratos.

¿Cómo se llega al resultado final?

Veamos un ejemplo:

. Del ejemplo de determinación del coeficiente de Protodiákonov llegamos al valor 13.

. Si el RQD estuviera al 75 % el valor sería 17.

. Si el desplazamiento entre fracturas fuera de 1 a 3 metros el valor sería 25.

. Si las condiciones de las fracturas fueran la de una superficie ligeramente rugosa, una separación entre las paredes menos de 1mm con roca blanda en la pared el valor sería 12.

. Si las condiciones de aguas subterráneas fueran completamente seco el valor sería 10.

Sumando los 5 parámetros obtenemos 77 puntos.

Si analizamos la relación de las grietas y estratos con la dirección de la excavación y si las grietas tienen un buzamiento de 50º, la excavación es perpendicular a la dirección de las grietas y la apertura se realiza a favor del buzamiento, la construcción se realizará en condiciones “Muy favorables” y no se descartará nada.

Por lo tanto el valor definitivo del macizo es de 77 puntos.

Con este valor vamos a la tabla de categoría y se obtiene la clasificación (II) que se corresponde para Rocas buenas.

La tabla de clasificación ingeniero geológica se anexa a la presente cartilla tecnológica.

A continuación se dan los modelos que se utilizarán durante el control geotécnico y que constituyen la base de aplicación para la clasificación ingeniero geológica.

Modelo de datos de entrada

I – Nombre del Proyecto: _____________________ Región Estructural Tipo de roca.

Formación.

_________________________________________ __________________ ___________

Ubicación topográfica: X ________ Y ________ __________________ ___________

X ________ Y ________ __________________ ___________

Nombre del especialista: ______________________________________________________

Fecha: ___________________________________

II – Calidad de la muestra (RQD)

% Zona 1 Zona 2 Zona 3

- Muy buena calidad 90 – 100 - Buena calidad 75 – 90 - Calidad regular 50 – 75 - Calidad pobre 25 – 50- Calidad muy pobre 25

III – Coeficiente de fortaleza (f) o (Fkp)

Grado de fortaleza Coeficiente de Fortaleza

- Fortísimas 20- Muy fuertes 15- Fuertes 10- “ 8- Suficientemente fuertes 6- “ “ 5- Fortaleza media 4- “ “ 3- Algo débiles 2- “ “ 1,5- Débiles 0,8 – 1- Terrosas 0,6- Fiables 0,5- Movedizas 0,3

IV – Espaciamiento entre fracturas.

Sist. 1 Sist. 2 Sist. 3 Sist. 4

- Muy amplio 3m _____ _____ _____ ______- Medianamente cerrado 0.30-1.00m _____ _____ _____ ______- Amplio 1 – 3m _____ _____ _____ ______- Cerrado 50 – 300mm _____ _____ _____ ______- Muy cerrado 50mm _____ _____ _____ ______

V – Rumbo y buzamiento de fracturas o estratos.

- Sistema 1 Rumbo _________ Frecuencia xlm _______ Buzamiento _________- Sistema 2 _________ _______ _________ - Sistema 3 _________ _______ _________ - Sistema 4 _________ _______ _________

Todas las direcciones se refieren al Norte Magnético.

VI – Condiciones de las Fracturas.

Continuidad Sist. 1 Sist. 2 Sist. 3 Sist. 4

- No continuas, sin relleno _____ _____ _____ ______- Con relleno _____ _____ _____ ______- Continuas sin relleno _____ _____ _____ ______- Con relleno _____ _____ _____ ______

Separación

- Muy cerradas 0,1 _____ _____ _____ ______- Cerradas 0,1 – 1mm _____ _____ _____ ______- Algo abiertas 1 – 5 mm _____ _____ _____ ______- Abiertas 5mm _____ _____ _____ ______

Rugosidad

- Superficies muy rugosas _____ _____ _____ ______- Superficies rugosas _____ _____ _____ ______- Superficies ligeramente rugosas _____ _____ _____ ______- Superficies lisas _____ _____ _____ ______- Superficies con espejo de fallas _____ _____ _____ ______

Paredes de la fractura

- Duras _____ _____ _____ ______- Algo duras _____ _____ _____ ______- Blandas _____ _____ _____ ______

VII – Agua Subterránea.

- Caudal por 10.0 m de longitud de túnel litros/minuto ____ presión de agua Kpa______

O condiciones generales: Completamente seco ________________________________

Solo humedad ________________________________

Agua bajo presión ________________________________

Problemas severos ________________________________

VIII – Fallas mayores o plegamientos.

Descripción de estas estructuras, especificando naturaleza, ubicación, orientación y elementos componentes.

IX – Información adicional de interés.

En el punto “Información adicional de interés” se deben anotar los siguientes aspectos:

1- Litología y fenómenos ingeniero geológicos con el obligatorio avance a la realidad. Se indicará de donde se tomó uno u otro fenómeno (techo, pared izquierda, pared derecha, frente o piso). El mismo rigor se debe seguir cuando se tomen muestras de rocas para ser ensayadas en los laboratorios.

2- Se realizarán los dibujos necesarios que permitan identificar con seguridad los puntos descritos así como las características más sobresalientes en un tramo de túnel.

3- No se utilizarán las descripciones tales como (igual al anterior), continúa igual, etc., ya que se ha demostrado en la práctica que su utilización crea interrogantes y falta de información.

4- En la planta ingeniero geológica por la cota de construcción y la definición de implantación de la misma, por los proyectistas se representarán las características ingeniero geológicas e hidrogeológicas reales obtenidas durante el control geotécnico.

5- Se elaborarán las conclusiones donde:a) Se definirá categóricamente las condiciones ingeniero geológica e hidrogeológicas

reales y el comportamiento de los resultados obtenidos durante la investigación para proyecto ejecutivo.

b) Se relacionará el estado de las rocas según la clasificación de Bieniawski.c) Propiedades físicas y mecánicas principales que permiten al proyectista y constructor

elaborar los cálculos correspondientes para el ajuste de cualquier aspecto previsto en el proyecto de la obra.

6- Recomendaciones. Aquí se indicará:a) El tiempo de permanencia de la roca sin revestimiento.b) Soluciones de revestimiento.c) Soluciones de estabilidad.

d) Solución para el mejoramiento de los parámetros físicos y mecánicos de las rocas en el frente de excavación.

e) Soluciones de drenaje.f) Variación de los patrones de voladura.g) Otras que el especialista considere de importancia.

Control de la documentación.

El ingeniero – geólogo controlará toda la documentación que se elabore del control geotécnico durante la construcción de la obra, anotando en el libro de la obra las conclusiones y recomendaciones a los que llegue después de cada control e informándoselos al ingeniero principal de la obra.

Procedimiento para la realización del control a los trabajos.

Quién controla

Cuándo Qué Cómo Medios que emplea

Dónde se anotan los resultados.

Ing. Pcpal de la obra.

Diario Se lleven los registros, controles y evaluaciones.

Observando documentación establecida

- Mediante firma y observancia en los modelos establecidos.

Ing.Geólogo de la Secc. Técnica.

Una vez cada mes

El resultado del control geotécnico del período

Solicitándole al Ing. Geólogo la documentación, conclusiones y recomendaciones y los planos planta y cortes. Se realiza visita a la obra y se comprueba lo planteado

Se emplean los propios medios que posee el geólogo que se encuentra en la obra.

Los resultados se anotan en el libro de la obra.

ANEXO

Clasificación Ingeniero – Geológica de los Macizos Rocosos.

Parámetros de clasificación y sus valores1 Parámetro Rangos y valores

Coeficiente de fortaleza. (F) FKP

20 15 10 8 6 5 4 3 2 1,5

1 0,8-0,3

Valor para túneles y talud.

15 14 13 10 8 7 6 5 4 2 1

Valor para cimentaciones

80 75 70 65 60 55 50 40 30 20 10 0

2 Calidad de la muestra de perforación coeficiente RQD.

100-90% 90-75% 75-50%

50-25% 25%

Valor para túnel y talud.

20 17 13 8 3

3 Valor para cimentaciones.

5 4 3 2 1

3 Espaciamiento de las fracturas.

>3m 1-3m 0 3-1m 50-300mm <50mm

Valor para túneles y talud.

30 25 20 10 5

Valor para cimentaciones.

5 4 3 2 0

4 Condiciones de las fracturas

Superficial, muy rugosas. No continuas. Sin separación. Roca dura en la pared

Superficie ligeramente rugosa. Separación <1mm. Roca dura en la pared

Superficie ligeramente rugosa. Se separan <1mm. Roca blanda en la pared.

Superficie con espejo de falla o salbanda <5mm espesor o abertura de fracturas contínuas.

Salbanda suave o >5mm abertura de fracturas >5mm. Fracturas contínuas.


25 20 12 6 0


5 4 3 2 0

5 Agua subterránea

Caudal 10m de long. de túnel

Ninguno 0-0.2 1/min 0.2-0.5 1/mint.

0.5 1/mint.

Presión de agua. Tensión principal mayor.

0 0-0.2 1/min 0.2-0.5 0.5

Condiciones generales

Completamente seco

Solo humedad (agua intersticial)

Agua bajo presión moderada

Severos problemas de agua.


10 4 0


2 0

Metodología para el cálculo de sostenimientos

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