COLEGIO DE INGENIEROS DEL PERU – CONSEJO DEPARTAMENTAL DE LIMA CAPITULO DE INGENIERIA DE MINAS

GEOMECANICA APLICADA ALMINADO SUBTERRANEO

CURSO

CLASIFICACION GEOMECANICA DE LA MASA ROCOSA

Ingenieros S.R.Ltda.DCRGeomecánica en Minería y Obras Civiles

Ing. David Córdova Rojas Lima, 22 al 24 de Setiembre del 2006

CLASIFICACION DE LA MASA ROCOSA

Introducción

Cuando no se tiene información detallada sobre la masa rocosa y sus esfuerzos y sobre las características hidrológicas del lugar de un proyecto, el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa puede ser considerablemente beneficioso.

En el caso más simple, se puede utilizar un esquema de clasificación como un chequeo para asegurar que toda la información relevante ha sido considerada.

En otro extremo, se puede utilizar uno o más esquemas de clasificación de la masa rocosa, para desarrollar una idea de la composición y características de una masa rocosa, a fin de proporcionar estimados iniciales de los requerimientos de sostenimiento y de las propiedades de resistencia y deformación de la masa rocosa.

Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa no (y no puede) reemplaza a los procedimientos más elaborados de diseño.

El uso de los procedimientos de diseño requiere de información relativamente detallada sobre los esfuerzos in situ, las propiedades de la masa rocosa y la secuencia de excavación planeada.

Conforme se tenga disponible información más detallada, los esquemas de clasificación de la masa rocosa deberán ser actualizados y utilizados en conjunto con los análisis específicos del sitio.

Antecedentes sobre clasificaciones de la masa rocosa en ingeniería

Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento.

Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.

Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de autosostenimiento para túneles.

Deere et al. (1964): Indice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina.

Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al shotcrete.

Pacher et.al. (1974): Modificación del criterio de Lauffer y que actualmente forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como NATM.

Barton et.al. (1974): Indice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de túneles.

Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión 1989. Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los parámetros de resistencia de la masa rocosa.

Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR(Mining Rock Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.

Hoek et.al. (1994): Indice de Resistencia Geológica GSI (Geological StrengthIndex), para clasificar a la masa rocosa, estimar la resistencia de la masa rocosa y el sostenimiento. Ultima versión 1998.

Palmstron (1995): Indice del Macizo Rocoso RMi (Rock Mass Index). Sistema para caracterizar la masa rocosa y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM, voladura y fragmentación de rocas.

Objetivos de las clasificaciones de la masa rocosa

Identificar los parámetros más significativos que influyen en el comportamiento de la masa rocosa.

Dividir una formación rocosa en grupos de similar comportamiento, es decir, clases de masas rocosas de diferentes calidades.

Proporcionar una base para el entendimiento de las características de cada clase de masa rocosa.

Relacionar la experiencia de las condiciones de la roca de un lugar a las condiciones y experiencia encontradas en otros lugares.

Obtener datos cuantitativos y guías para el diseño de ingeniería.

Proporcionar una base común de comunicación entre el ingeniero y el geólogo.

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Principales beneficios de las clasificaciones de la masa rocosa

Mejora la calidad de las investigaciones del sitio puesto que llama a un mínimo de datos de entrada como parámetros de clasificación.

Proporciona información cuantitativa para propósitos de diseño.

Permite un mejor juicio ingenieril y una comunicación más efectiva en el proyecto.

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Clasificación de la masa rocosa de Terzaghi

Es interesante examinar las descripciones de la masa rocosa incluidas en su publicación original, debido a que puso atención en aquellas características que rigen el comportamiento de la masa rocosa, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza impulsora dominante. Las definiciones claras y concisas y los comentarios prácticos incluidos en estas descripciones son buenos ejemplos del tipo de información ingeniero-geológicas que es muy útil para el diseño en ingeniería. Las descripciones son:

La roca intacta no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas. Por lo tanto, si ésta se fractura, lo hace a través de roca sana. Por el daño de la roca debido a la voladura, pueden desprenderse materiales astillados del techo varias horas o días después de la voladura. Esto es conocido como condición de “astillamiento”. La roca intacta dura también puede ser encontrada en la condición de pequeños “estallidos de rocas”, los cuales involucran la separación violenta y espontánea de bloques rocosos de las paredes o del techo.

La roca estratificada consiste de estratos individuales con poca o ninguna resistencia contra la separación a lo largo de los límites entre los estratos. Los estratos pueden o no estar debilitados por diaclasas transversales. En tales rocas la condición de “astillamiento” es bastante común.

La roca moderadamente diaclasada contiene diaclasas y grietas delgadas, pero los bloques entre las diaclasas están desarrollados tan juntos o tan íntimamente entrelazados que las paredes verticales no requieren de sostenimiento lateral. En rocas de este tipo pueden ser encontradas ambas condiciones: tanto el “astillamiento” como los pequeños “estallidos de rocas”.

La roca con fracturamiento en bloques y grietas consiste de fragmentos de roca intacta o casi intacta, los cuales se encuentran completamente separados unos de otros e imperfectamente entrelazados. En tales rocas, las paredes verticales pueden requerir de sostenimiento lateral.

La roca triturada pero químicamente intacta tiene la característica de seguir triturándose. Si varios o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de arena fina y la recementación no ha ocurrido, la roca triturada bajo el nivel freático exhibe las propiedades de una arena portadora de agua.

La roca altamente deformable avanza lentamente en el túnel sin un incremento perceptible de volumen. Un prerrequisito para la alta deformabilidad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y submicroscópicas de minerales micáceos o minerales arcillosos con una baja capacidad de expansión.

La roca expansiva avanza en el túnel principalmente debido a la expansión. La capacidad para expandirse parece ser limitada a aquellas rocas que contienen minerales de arcilla tales como la montmorillonita, con una alta capacidad de expansión.

Clasificaciones que involucran el tiempo de auto-sostenimiento

Lauffer (1958) propuso que el tiempo de auto-sostenimiento para una abertura sin sostenimiento está relacionado a la calidad de la masa rocosa en la cual la abertura es excavada.

La importancia del concepto del tiempo de auto-sostenimiento radica en que un incremento en la abertura de la excavación conduce a una reducción importante del tiempo disponible para la instalación del sostenimiento.

El Nuevo Método Austriaco de Tunelería incluye un número de técnicas para una tunelería segura en condiciones de rocas blandas o excesivamente fracturadas, en las cuales el tiempo de auto-sostenimiento es limitado antes de que ocurra la falla.

En excavaciones en roca dura, en las cuales pueden ocurrir diferentes mecanismos de falla, debería tenerse gran cuidado en el intento de aplicar estas técnicas.

En el diseño del sostenimiento para excavaciones en rocas duras, es prudente asumir que la estabilidad de la masa rocosa circundante a la excavación no depende del tiempo. Las cuñas pueden caer o deslizar en cualquier momento, durante la voladura o después del desatado, por lo que hay que instalar el sostenimiento lo más pronto posible.

Por otro lado, en una roca altamente esforzada, la falla puede ocurrir gradualmente y manifestarse como “astillamientos” o “lajamientos” u ocurrir súbitamente en forma de pequeños “estallidos de roca”. En ambos casos, el diseño del sostenimiento debe tomar en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos, más que el tiempo de auto-sostenimiento de la excavación.

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

El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) desarrollado por Deereet al.,1967, provee un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina.

El RQD es definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo deberá tener por lo menos un tamaño NX (54.7 mm o 2.15 pulgadas de diámetro) y deberá ser perforado con un cilindro de doble tubo de perforación.

El procedimiento correcto para medir las longitudes de los testigos y el cálculo del RQD son resumidos en la siguiente figura.

Longitud total de la corrida de testigos

Longitudes de pieza de testigos > 10 cm

RQD =200

RQD = x 100 %

38 + 17 + 20 + 35 x 100 = 55 %

Longitud total de la corrida de testigos = 200 cm

Ninguna pieza > 10 cm

No recuperado

Interrupción de la perforaciónL = 35 cm

L = 20 cm

L = 0

L = 17 cm

L = 38 cm

L = 0

Figura 1: Procedimiento de medición y cálculo del RQD (Deere, 1989).

Palmstrom (1982) sugirió que, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen, visibles en afloramientos rocosos o socavones. La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es:

donde Jv es la suma del número de discontinuidades por unidad de longitud de todas las familias de discontinuidades, conocido como el conteo volumétrico de discontinuidades.

El RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo sobre todo de la orientación del taladro. El uso del conteo volumétrico de discontinuidades puede ser muy útil en la reducción de esta dependencia direccional.

El RQD pretende representar la calidad del macizo rocoso in situ. Cuando se utiliza la perforación diamantina, se debe tener mucho cuidado para garantizar que las fracturas causadas por el manipuleo o el proceso de perforación sean identificadas e ignoradas cuando se determine el valor del RQD.

El RQD es utilizado ampliamente en las aplicaciones de la mecánica de rocas.

JvRQD 3.3115 −= Ecuación 1

Valoración de la Estructura Rocosa (RSR)

Muchos de los casos históricos, utilizados en el desarrollo de este sistema, fueron túneles relativamente pequeños sostenidos por medio de cimbras metálicas y a pesar de ésta limitación, merece ser examinado en cierto detalle, ya que demuestra la lógica involucrada en el desarrollo de un sistema de clasificación del macizo rocoso cuasi-cuantitativo y la utilización del índice resultante para estimar el sostenimiento.

La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que introduce el concepto de valoración de cada uno de los componentes listados abajo para llegar a ser un valor numérico del RSR = A+B+C.

Parámetro A, Geología: Apreciación general de la estructura geológica en base a:

a. Origen del tipo de roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria).

b. Dureza de la roca (dura, mediana, suave, descompuesta)

c. Estructura geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada).

Parámetro B, Geometría: Efecto del arreglo de discontinuidades con respecto a la dirección de avance del túnel, en base a:

a. Espaciamiento de las discontinuidades.

b. Orientación de las discontinuidades (rumbo y buzamiento).

c. Dirección de avance del túnel.

Parámetro C: Efecto del flujo de agua subterránea y de la condición de las discontinuidades en base a:

a. Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados.

b. Condición de discontinuidades (bueno, regular, pobre).

c. Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).

La clasificación RSR utiliza unidades imperiales y estas unidades han sido aquíconservadas.

Las tres tablas de la publicación de Wickham et.al. 1972 se reproducen en las Tablas 1, 2 y 3. Estas tablas pueden ser utilizadas para evaluar la valoración de cada uno de estos parámetros para llegar al valor RSR (máximo RSR = 100).

Por ejemplo, una roca metamórfica dura que ha sido ligeramente plegada o fallada tiene una valoración de A=22 (de la Tabla 1).

La masa rocosa está moderadamente diaclasada, con diaclasas de rumbo perpendicular al eje del túnel, el cual esta siendo avanzado en dirección Este-Oeste y buzamiento entre 20º y 50º. La Tabla 2 da una valoración de B=24 para un avance con el buzamiento.

El valor de A+B = 46 significa que, para diaclasas de regular condición (ligeramente intemperizada y alterada) y un flujo moderado de agua entre 200 y 1000 galones por minuto, la Tabla 3 da una valoración de C = 16.

Por lo tanto, el valor final de la valoración de la estructura rocosa RSR = A + B + C = 62.

Para este valor de RSR, el sostenimiento recomendado se da en la Figura 2.

Tabla 1: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro A: Geología general del área.

Tabla 2: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro B: Modelo de discontinuidades, dirección de avance.

Tabla 3: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro C: Agua subterránea, condición de las discontinuidades.

Espesor de shotcrete - pulgadasEspaciamiento de pernos de roca - piesEspaciamiento de cimbras - pies

Val

orac

ión

de la

est

ruct

ura

roco

sa (

RS

R)

0

20

10

30

1 2 3 4

50

40

60

70Shotcrete

para el espaciamientode cimbras y pernos

5 6 7 8

8WF48

8WF31

6H20

Pernos de 1"de diámetro

Límite práctico

Figura 2: Estimados del sostenimiento RSR para un túnel circular de 24 pies (7.3 m) de diámetro. Note que los pernos de roca y el shotcrete son utilizados generalmente juntos. (Según Wickhamet al.,1972).

Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente utilizado, particularmente en minería, los trabajos de Wickham et al. cumplieron un rol importante en el desarrollo de los esquemas de clasificación discutidos en las secciones que quedan de este capítulo.

Clasificación geomecánica RMR

Los siguientes seis parámetros son usados para clasificar una masa rocosa con el sistema RMR:

1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso

2. Designación de la calidad de la roca (RQD)

3. Espaciamiento de las discontinuidades

4. Condición de las discontinuidades

5. Condiciones del agua subterránea

6. Orientación de las discontinuidades

En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa rocosa es dividida en un número de regiones estructurales y cada región es clasificada en forma separada.

El sistema RMR es presentado en la Tabla 4.

Tabla 4- Sistema de Valoración de la Masa Rocosa – RMR (Según Bieniawski, 1989).

Continuación de la Tabla 4 …

Continuación de la Tabla 4 …

El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR.

Un túnel es conducido a través de un granito ligeramente intemperizado con un sistema dominante de diaclasas buzando 60º contra la dirección de avance.

Los ensayos índices y el registro de los testigos de las perforaciones diamantinas, dan valores típicos de resistencia a la Carga Puntual de 8 MPa y una valor promedio de RQD de 70 %.

Las diaclasas que son ligeramente rugosas y están ligeramente intemperizadas, con una separación menor de 1 mm, tienen espaciamiento de 300 mm. Se anticipan que las condiciones tuneleras serán ‘mojadas’.

El valor de RMR es determinado como sigue:

Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas y alteradas con una separación de < 1 mm, la Tabla 4 A.4 da una valoración de 25. Cuando se dispone de una información más detallada, se puede utilizar la Tabla 4 E para obtener una valoración más refinada. De aquí, en este caso, la valoración es la suma de: 4 (longitud de discontinuidades de 1 – 3 m), 4 (separación de 0.1 – 1.0 mm), 3 (ligeramente rugoso), 6 (ningún relleno) y 5 (ligeramente intemperizado) = 22.

Nota 2. La Tabla 4 F da una descripción de ‘Regular’ para las condiciones asumidas, donde el túnel está avanzando contra el buzamiento de un sistema de juntas que esta buzando 60º. Usando esta descripción para ‘Túneles y Minas’, la Tabla 4 B da un ajuste de –5.

Bieniawski (1989) publicó un conjunto de pautas para la selección del sostenimiento de túneles en roca, en base al RMR, estas pautas son reproducidas en la Tabla 5.

Tabla 5: Pautas para la excavación y sostenimiento de un túnel rocoso de 10 m de ancho de acuerdo con el sistema RMR (Según Bieniawski, 1989)

Modificaciones del RMR para minería

El sistema RMR de Bieniawski estuvo originalmente basado en casos históricos extraídos de la ingeniería civil. Consecuentemente, la industria minera tendió a considerar esta clasificación como algo conservadora, por lo que se han propuesto varias modificaciones, a fin de que esta clasificación sea más relevante a las aplicaciones mineras.

Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un sistema de Valoración de la Masa Rocosa Modificada para la minería. Este sistema MRMR (Mining Rock Mass Rating) toma como base el valor de RMR, definido por Bieniawski, y este es ajustado tomando en cuenta los esfuerzos in situ e inducidos, los cambios en los esfuerzos y los efectos de las voladuras y la intemperización.

Un conjunto de recomendaciones sobre el sostenimiento están asociados con el valor resultante MRMR. En el uso del sistema MRMR de Laubscher, se debe tener en mente que varios de los casos históricos en el que esta basado este sistema han sido extraídos de operaciones de hundimiento. Originalmente, el hundimiento en bloques en minas de asbesto en Africa, formó la base para las modificaciones, subsecuentemente se han añadido a la base de datos otros casos históricos de otras partes del mundo.

Cummings et.al. (1982) y Kendorski et.al. (1983) también han modificado la clasificación RMR de Bieniawski, para producir el sistema MBR (RMR básico modificado) para la minería. Este sistema fue desarrollado para operaciones de hundimiento en bloques en los Estados Unidos de Norteamérica.

Indice de Calidad Tunelera de la Roca, Q

Sobre la base de una evaluación de un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton et.al. (1974), del Instituto Geotécnico de Noruega, propusieron un Indice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de los túneles. El valor numérico de este índice Q varia sobre una escala logarítmica desde 0.001 hasta un máximo de 1,000 y está definido por:

Donde:RQD es la Designación de la Calidad de la RocaJn es el número de sistemas de juntasJr es el número de rugosidad de las juntasJa es el número de alteración de las juntasJw es el factor de reducción de agua en las juntasSRF es el factor de reducción de los esfuerzos

Ecuación 2SRFJwx

JaJrx

JnRQDQ =

La calidad tunelera de la roca Q puede ser considerada en este sistema como una función de solo tres parámetros, los cuales son crudas medidas de:

1. Tamaño de bloques (RQD /Jn)

2. Resistencia al corte entre los bloques (Jr /Ja)

3. Esfuerzo activo (Jw /SRF)

La Tabla 6 da la clasificación de los parámetros individuales usados para obtener el Indice de Calidad Tunelera Q de una masa rocosa.

El uso de esta tabla es ilustrado en el ejemplo que sigue:

Una cámara de chancado de 15 m de ancho para una mina subterránea, está para ser excavada en una norita, a una profundidad de 2100 m debajo de la superficie.

La masa rocosa contiene dos sistemas de juntas que controlan la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no intemperizadas con muy pocas manchas superficiales.

La Tabla 6.4 da un número de alteración de juntas de Ja = 1.0 para paredes no alteradas de las juntas y con solo unas manchas superficiales.

La Tabla 6.5 muestra que para una excavación con flujos menores, el factor de reducción de agua en las juntas Jw = 1.0 .

Para una profundidad debajo de la superficie de 2100 m, el esfuerzo por la sobrecarga rocosa será aproximadamente 57 MPa, y en este caso, el esfuerzo principal máximo σ1 = 85 MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de σc/σ1 = 2. La Tabla 6.6 muestra que para roca competente con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de σc/σ1 podría producir condiciones de severos estallidos de rocas y que el valor de SRF estaría entre 10 y 20. Para los cálculos se asumirá un valor de SRF = 15. Usando estos valores tenemos:

5.45.1

113

490

== xxQ

Tabla 6: Clasificación de parámetros individuales usados en el Indice de Calidad Tunelera Q (Según Barton et.al., 1974).

Continuación de la Tabla 6 …

Continuación de la Tabla 6 …

Continuación de la Tabla 6 …

Continuación de la Tabla 6 …

Continuación de la Tabla 6 …

Continuación de la Tabla 6 …

Relacionando el valor del índice Q a la estabilidad y a los requerimientos de sostenimiento de excavaciones subterráneas, Barton et.al. (1974) definieron un parámetro adicional al que lo denominaron Dimensión Equivalente De de la excavación:

El valor de ESR está relacionado al uso que se le dará a la excavación y al grado de seguridad que esta demande del sistema de sostenimiento instalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et.al. (1974) sugirieron los siguientes valores:

( )ESRexcavaciónladentosostenimiedeRelaciónmexcavaciónladealturaodiámetroAnchoDe ,

=

La estación de chancado discutido arriba cae dentro de la categoría de una excavación minera permanente y se asigna una relación de sostenimiento de la excavación de ESR = 1.6. De aquí, para un ancho de excavación de 15 m, la dimensión equivalente De = 15/1.6 = 9.4

La dimensión equivalente De ploteado contra el valor de Q, es usado para definir un número de categorías de sostenimiento en un diagrama publicado en el artículo original de Barton et.al. (1974).

Este diagrama ha sido actualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el increciente uso del shotcrete reforzado con fibras de acero en el sostenimiento de excavaciones subterráneas. En la Figura 3 se reproduce este diagrama actualizado.

A partir de la Figura 3, un valor de De de 9.4 y un valor de Q de 4.5, colocan a esta excavación de chancado en la categoría (4), la cual requiere la colocación de pernos de roca (espaciados cada 2.3 m) y shotcrete no reforzado de 40 a 50 mmde espesor.

Calidad de la masa rocosa Q =90

mm

Espaciamiento de los pernosen área shocreteadaAb

ierto

o al

tura

en m

250mm

0.0011

2

5

0.040.01 0.1 0.4

150mm

1.0m

120mm

malaExcepcionalmente

20

10

ESR

50

100

1.2m1.0m

(9) (8) (7)

1.3m1.5m

Extremadamentemala

Muymala

Long

itud

del p

erno

en m

, par

a ESR

=1

10

JnRQD

1

xJa

4Jr

40

xSRFJw

100

2.0m

en areas sin shotcrete

Espaciamiento de los pernos

1.3m

50 mm

1.5m

40 m

m 3.0m

400 1000

1.5

2.4

4.0m

buenaExtrem.

2.3m

(5)(6) (4)

1.7m2.1m

(3) (2)

Mala Regular Buena

2.5m

Muybuena

(1)

3

5

10

buenaExcep.

20

CATEGORÍAS DE REFORZAMIENTO 5) Shotcrete reforzado con fibras, 50 - 90 mm y pernos6) Shotcrete reforzado con fibras, 90 - 120 mm y pernos5) Shotcrete reforzado con fibras, 120 - 150 mm y pernos5) Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) reforzados con shotcrete y pernos9) Revestimiento de concreto armado

1) Sin sostenimiento2) Pernos esporádicos3) Pernos sistemáticos4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin refuerzo, de 40 - 100 mm de espesor

Figura 3: Categorías de sostenimiento estimadas, basadas en el índice de calidad tunelera Q(Según Grimstad y Barton, 1993)

A causa de la moderada a severa condición de estallidos de roca que son anticipados, podría ser prudente desforzar la roca en las paredes de esta cámara de chancado, mediante voladuras de producción relativamente severas. para aplicaciones críticas de estas técnicas es aconsejable buscar el asesoramiento de un especialista en voladura antes de embarcarse en el curso de esta acción.

Lφset (1992) sugirió que para rocas con 4 < Q < 30, los daños de la voladura resultará en la creación de nuevas ‘juntas’ con una consecuente reducción local del valor de Q de la roca circundante a la excavación. El sugirió que este hecho podría ser tomado en cuenta para reducir el valor de RQD en la zona dañada por la voladura.

Asumiendo que el valor de RQD para la roca desforzada alrededor de la cámara de chancado cae al 50%, el valor resultante de Q = 2.9. De la Figura 3, este valor de Q, para una dimensión equivalente De = 9.4, coloca a la excavación justo en la categoría (5), la cual requiere de pernos de roca, con espaciamiento aproximado de 2 m, y una capa de 50 mm de shotcrete reforzado con fibras de acero.

Barton et.al. (1980) proporcionaron también información adicional sobre la longitud de los pernos, abiertos máximos sin sostenimiento y presiones del sostenimiento, para complementar las recomendaciones del sostenimiento publicado en el artículo original de 1974.

La longitud L de los pernos de roca puede ser estimada a partir del ancho de la excavación B y la Relación de Sostenimiento de la Excavación ESR:

ESRBL 15.02 +

= Ecuación 3

El máximo abierto sin sostenimiento puede ser estimado a partir de:

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

4.0.2)( QESRntosostenimiesinabiertoMáximo = Ecuación 4

JrQJnProof 3

2 31

−

=Ecuación 5

El Indice de Resistencia Geológica GSI Hoek y Marinos (2000)

En este criterio, para definir la estructura de la masa rocosa, se considera por un lado el grado de fracturamiento o la cantidad de fracturas (discontinuidades) por metro lineal, según esto, se toman en cuenta las siguientes cinco categorías de fracturamiento:

• Masiva o Levemente Fracturada (LF)• Moderadamente Fracturada (F)• Muy Fracturada (MF)• Intensamente Fracturada (IF)• Triturada o brechada (T)

Por otro lado, se considera la condición superficial de la masa rocosa, que involucra a la resistencia de la roca intacta y a las propiedades de las discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o alteración. Según esto, las cinco categorías que se toman en cuenta se definen así:

• Masa rocosa Muy Buena (MB)• Masa rocosa Buena (B)• Masa rocosa Regular (R)• Masa rocosa Pobre (P)• Masa rocosa Muy Pobre (MP)

En los siguientes cuadros se presenta el criterio GSI modificado. En el criterio original se consideran 6 categorías de masas rocosas, pero en este criterio modificado se consideran 5 categorías, para compatibilizar este criterio con el criterio RMR.

Como ejemplo de aplicación de este criterio, consideremos una roca que puede indentarse profundamente al golpearlo con la punta de la picota, correspondiéndole una resistencia muy baja. Si sus fracturas están muy abiertas con relleno de arcillas blandas, su condición será la de Muy Pobre. Si esta roca tuviera 10 fracturas/metro, su clasificación según el GSI será: Moderadamente Fracturada y Muy Pobre (MF/MP).

Cabe señalar que entre los diferentes criterios de clasificación geomecánica existen relaciones matemáticas para su correlación. Por ejemplo, el RMR de Bieniawski(1989) está correlacionado al Q (índice de calidad de la masa rocosa) de Barton (1974), por la expresión RMR = 9 lnQ + 44. Por otro lado, el RMR de Bieniawski (1989) estácorrelacionado al GSI de Hoek y Marinos (2000), por la expresión GSI = RMR - 5, para el caso RMR > 23 y considerando condiciones secas.

Uso de los sistemas de clasificación de la masa rocosa

CONCEPTOS GENERALES

ZONIFICACION DE CALIDADES DE MASAS ROCOSAS

ABERTURAS MAXIMAS DE LAS EXCAVACIONES

TIEMPO DE AUTOSOSTENIMIENTO

SOSTENIMIENTO

ESTIMACION DE LAS PROPIEDADES DE LA MASA ROCOSA

PARAMETRO DE ENTRADA PARA DISEÑO DE EXCAVACIONES ROCOSAS

CONCEPTOS GENERALES

Las dos clasificaciones de la masa rocosa más ampliamente utilizadas son el RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el Q de Barton et.al. (1974). Ambos métodos involucran parámetros geológicos, geométricos y diseño/ingeniería, para llegar a valores cuantitativos de la calidad de la masa rocosa.

Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar dos aproximaciones:

Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación.

Otro es caracterizar precisamente la masa rocosa y luego atribuir valoraciones a los parámetros en un tiempo posterior.

Es recomendable el último método desde que este da una completa descripción de la masa rocosa, la cual puede ser trasladada en sus índices de clasificación.

Si durante el mapeo, solo se han registrado los valores de las valoraciones, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de verificación.

En muchos casos es apropiado dar un rango de valores para cada parámetro en una clasificación de la masa rocosa y para evaluar el significado del resultado final, como el ejemplo dado en la Figura 4

En este caso particular, la masa rocosa esta seca y sometida a una condición de esfuerzos ‘medios’, siendo la valoración respectiva 1.

El valor promedio de Q = 9.8 y su rango aproximado es 1.7 < Q < 20. El valor promedio de Q puede ser usado en la selección del sistema de sostenimiento, mientras que el rango da una indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para satisfacer las diferentes condiciones encontradas durante la construcción.

Los usuarios de un esquema de clasificación de la masa rocosa, deben chequear que esté siendo usada la última versión.

Arenisca diaclasada

0.5

12

No.4

8

16

4No. 8

12

1 1.5 2 3 4

No.

16

4

8

12

16

0

10

No. 6

2

4

8

12

20

70

92 4 6 12 15

402010 30 50 60 1009080

Jn

testigos > 10 cmRQD % de

Ja

Jr

sistema de juntas

rugosidad de juntas

alteración de juntas421 3 6 8

Jw = 1.0 SRF = 1.0

Típico

Rango aproximado

3.811*

15.1*

950

==q

207.111*

3.15.1*

968030

−=−−

Figura 4: Histogramas mostrando variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una arenisca bajo condición de esfuerzo ‘medio’, reproducido de las notas de campo preparado por el Dr. N. Barton.

ZONIFICACION DE CALIDADES DE MASAS ROCOSAS

ZONIFICACION DE CALIDADES DE MASAS ROCOSAS

ZONIFICACION DE CALIDADES DE MASAS ROCOSAS

ABERTURAS MAXIMAS DE LAS EXCAVACIONES

• Máxima abertura (sin sostenimiento) = 2 (ESR) Q0.4

• RMR (sin sostenimiento) = 22 ln DE + 25• Ancho máximo sin sostenimiento = ESR * exp((RMR -25)/22)

• Definición de ESR (Relación de Sostenimiento de la Excavación)• ESR está relacionada con el uso para el cual la excavación es efectuada y con

el grado de seguridad demandado, como se muestra en el siguiente cuadro.

Definición de DE (Dimensión Equivalente)Ancho o altura de la excavación

DE =ESR

ABERTURAS MAXIMAS DE LAS EXCAVACIONES

Ejemplo 1, utilizando Sistema Q:

ESR = 3 (abiertos temporales)

Q = 1.8

Abierto máximo = 2 * (3) 1.80.4

Abierto máximo = 6 * 1.265 = 7.6 m

Ejemplo 2, utilizando la clasificación RMR:

Ancho excavación = 6 m, ESR = 3 (abierto temporal)

Dimensión equivalente = DE = 2

RMR (sin sostenimiento) = 22 * ln(2) + 25 = 22 * 0.69314718 + 25 = 40

Ejemplo 3, para RMR = 45 y considerando los datos del ejemplo 2:

Ancho máximo = 3 * exp((45-25)/22) = 7.4 m

TIEMPO DE AUTOSOSTENIMIENTO

Tiempo de Auto-Sostenimiento, horas

VALORACION DEL MACIZO ROCOSO

1día

SPA

N D

EL T

ECH

O, m 6

1

10-1

3

5

20

2

4

100 101

20

810

15

30

20COLAPSO

INMEDIATO

40

10 años

10

VALORACION DEL MACIZO ROCOSO

210

40

SOSTENIMIENTO

43 10

NO SE REQUIERE

60

1 mes

60

1 sem. 1 año80

510

80

EJEMPLO: PARA 6 m DE ABERTURA, EN ROCA DE RMR = 60 TIEMPO DE AUTOSOST. = 2000 HRS (2.7 MESES)

SOSTENIMIENTO

EJEMPLO:

DETERMINAR EL SOSTENIMIENTO DE UN TAJEO CON LAS SIGUIENTES CARACTERÍSTICAS:

ANCHO = 12 mRMR = 42 (TIPO IIIB)RQD = 65 %Jn = 6 (Dos sistemas de discontinuidades + discontinuidades aleatorias)ESR = 4 (Abertura minera temporal)

CALCULO DE PARAMETROS PARA DETERMINAR EL SOSTENIMIENTO:

DE = 12 / 4 = 3 (Ancho Tajeo / ESR)Q = 0.8 (RMR = 9lnQ + 44)RQD/Jn = 65 / 6 = 10.8

SOSTENIMIENTO RECOMENDADO:

CATEGORIA 25

SOSTENIMIENTO

0.4

Calidad de Macizo Rocoso Q.

0.010.1

0.2

0.001 0.1 1 10 100 1000

Pobre

Span

, Dia

met

ro o

Altu

ra, m

.

Dim

ensi

ón E

quiv

alen

te =

ExcepcionalmentePobre

ESR

36

37

38

1

2545

10

203040

100

50

ExtremadamentePobre

30

31

32

2933

35

34

buenoExtrem.Reg.

19

20

No se requiere soporte

PobreMuy

21

22

23

24

18

1726

25

28

27

buenoMuyBueno

13

14

15

16

9

10

11

12

buenoExcep.

8

7

65

4321

1

2545

10

203040

100

50

CATEGORIAS DE SOSTENIMIENTO

CATEGORIAS DE SOSTENIMIENTO DE ABERTURAS PERMANENTES

Basadas en el índice de calidad tunelera Q (Según Grimstad y Barton, 1993)

Calidad de la masa rocosa Q =

90 mm

Espaciamiento de los pernosen área shocreteada

Abier

to o

altu

ra en

m

250mm

0.0011

2

5

0.040.01 0.1 0.4

150mm

1.0m

120mm

malaExcepcionalmente

20

10

ESR

50

100

1.2m1.0m

(9) (8) (7)

1.3m1.5m

Extremadamentemala

Muymala

Long

itud

del p

erno

en m

, par

a ESR

=1

10

JnRQD

1

xJa

4Jr

40

xSRFJw

100

2.0m

en areas sin shotcrete

Espaciamiento de los pernos

1.3m

50 mm

1.5m

40 m

m 3.0m

400 1000

1.5

2.4

4.0m

buenaExtrem.

2.3m

(5)(6) (4)

1.7m2.1m

(3) (2)

Mala Regular Buena

2.5m

Muybuena

(1)

3

5

10

buenaExcep.

20

CATEGORÍAS DE REFORZAMIENTO 5) Shotcrete reforzado con fibras, 50 - 90 mm y pernos6) Shotcrete reforzado con fibras, 90 - 120 mm y pernos5) Shotcrete reforzado con fibras, 120 - 150 mm y pernos5) Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) reforzados con shotcrete y pernos9) Revestimiento de concreto armado

1) Sin sostenimiento2) Pernos esporádicos3) Pernos sistemáticos4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin refuerzo, de 40 - 100 mm de espesor

ESTIMACION DE LAS PROPIEDADES DE LA MASA ROCOSA

Estimación del módulo de deformación in situ

El módulo de deformación in situ de la masa rocosa es un parámetro importante en cualquier forma de análisis numérico y en la interpretación de las deformaciones monitoreadas alrededor de aberturas subterráneas.

Desde que este parámetro es muy dificultoso y costoso de determinarlo en el campo, muchos intentos se han hecho para desarrollar métodos de estimación de su valor, basados sobre todo en las clasificaciones de la masa rocosa.

En la década de 1960 se hicieron varios intentos de usar el RQD de Deere para estimar el módulo de deformación in situ, pero esta aproximación es raramente usada hoy en día (Deere y Deere, 1988).

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

1002 −= RMREm Ecuación 6

(RMR - 10) / 40

Valoración geomecánica de la masa rocosa RMR

Em = 10Mó

dulo

de d

efor

mac

ión

in si

tu E

m -

GPa casos históricos:80

00

10

20

30

40

50

70

60

402010 30 6050 70

Serafín y Pereira (1983)

Em = 2 RMR - 100

Em = 25 Log Q

Bieniawski (1978)

0.0190

Indice de calidad tunelera Q0.04 1.00 4.00 10 40

80 90 100

100 400

Figura 5: Predicción del módulo de deformación in situ Em a partir de las clasificaciones de la masa rocosa.

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

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

Las curvas definidas por las ecuaciones 6, 7 y 8, junto con las observaciones de casos históricos de Bieniawski (1978) y Serafim y Pereira (1983) están ploteadasen la Figura 5. Esta figura sugiere que la ecuación 7 proporciona un ajuste razonable para todas las observaciones ploteadas y tiene la ventaja de cubrir un amplio rango de valores de RMR que cualquiera de las otras dos ecuaciones.

40)10(

10−

=RMR

mE

QLogEm 1025= Ecuación 8

Ecuación 7

PARAMETRO DE ENTRADA PARA DISEÑO DE EXCAVACIONES ROCOSAS

• ROCLAB (DETERMINACION DE RESITENCIA DE LA MASA ROCOSA

• CPILLAR (DISEÑO DE PILARES PUENTE – CROWN PILLARS)

• METODO GRAFICO DE ESTABILIDAD (DIMENSIONAMIENTO DE TAJEOS)

• RSI (INTERACCION ROCA SOSTENIMIENTO)

• NATM (NUEVO METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA)

• BDI (INDICE DE DAÑOS POR VOLADURAS)

• OTROS