3 clasificaciones del macizo rocoso

3.1 Introducción

Durante la viabilidad y las etapas de diseño preliminar de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre el macizo rocoso y sus características de tensión e hidrológicos está disponible, el uso de un esquema de clasificación del macizo rocoso puede ser de gran beneficio. En su forma más simple, esto puede implicar usando el esquema de clasificación como una lista de verificación para asegurar que se ha considerado toda la información pertinente. En el otro extremo del espectro, uno o más sistemas de clasificación masiva roca pueden utilizarse para construir una imagen de la composición y las características de un macizo rocoso para proporcionar las estimaciones iniciales sobre requerimientos de soporte y para proporcionar estimaciones de las propiedades de resistencia y deformación de la roca masa.

Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación del macizo rocoso no (y no puede) reemplazar algunos de los procedimientos de diseño más elaborados. Sin embargo, el uso de estos procedimientos de diseño requiere acceso a la información relativamente detallada sobre tensiones in situ, las propiedades de masa de roca y secuencia de excavación planificada, ninguno de los cuales pueden estar disponibles en una etapa temprana en el proyecto. Como esta información esté disponible, el uso de los esquemas de clasificación masiva de roca debe actualizado y usarse conjuntamente con análisis específicos del sitio.

3.2 clasificación del macizo rocoso en ingeniería

Esquemas de clasificación masa de roca han estado desarrollando durante más de 100 años desde Ritter (1879) trató de formalizar una aproximación empírica al diseño del túnel, en particular para determinar los requisitos de asistencia. Mientras que los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si se usan dentro de los límites de los historiales de los cuales fueron desarrollados, considerable debe ejercerse precaución en la aplicación de las clasificaciones masa de roca a otra roca problemas de ingeniería.

Resúmenes de algunos sistemas de clasificación importante se presentan en este capítulo, y aunque se ha intentado presentar toda la información pertinente de los textos originales, hay numerosas notas y comentarios que no pueden ser incluidos. El lector interesado debe hacer todo lo posible para leer las referencias citadas para un pleno reconocimiento del uso, aplicabilidad y limitaciones de cada sistema.

La mayoría de los esquemas de clasificación del multiparámetro (Bieniawski Wickham et al (1972) (1973, 1989) y Barton et al (1974)) fueron desarrollados a partir de historias clínicas de ingeniería civil en la que todos los componentes del carácter ingeniería geológico de la roca masiva se incluyeron. En metro hard rock

minera, sin embargo, especialmente en los niveles profundos, roca erosión masiva y la influencia del agua generalmente no son significativa y pueden ser ignorados. Diferentes sistemas de clasificación lugar diferentes enfoques sobre los distintos parámetros, y se recomienda que por lo menos dos métodos de usarse en cualquier sitio durante las primeras etapas de un proyecto.

3.2.1 clasificación del macizo rocoso de Terzaghi

La primera referencia a la utilización de la clasificación del macizo rocoso para el diseño de soporte del túnel se encuentra en un documento elaborado por Terzaghi (1946) en la que las cargas de roca, realizadas por un conjunto de acero, se estiman sobre la base de una clasificación descriptiva. Aunque ningún propósito útil se sirve al incluir detalles de la clasificación de Terzaghi en este debate sobre el diseño de apoyo, es interesante examinar las descripciones del macizo rocoso incluidos en su documento original, porque llama la atención sobre las características que dominan el comportamiento del macizo rocoso, 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 de ingeniería geológica, que es más útil para el diseño de ingeniería.

Descripciones de Terzaghi (citado directamente de su papel) son:

• Roca intacta contiene ni juntas ni fisuras de pelo. Por lo tanto, si se rompe, se rompe a través de sonido de rock. A causa de la lesión en la roca debido a la voladura, astillas pueden dejar a los tejados de varias horas o días después de la voladura. Esto se conoce como una condición desconchado.

• Roca compacta intacta también puede encontrarse en la condición que implica la separación espontánea y violenta de las losas de piedra desde los lados o techo.

• Roca estratificada consta 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 puede ser debilitada por las juntas transversales. En tal roca la condición astillamiento es bastante común.

• Roca moderadamente fracturada contiene juntas y grietas del pelo, pero los bloques entre las articulaciones se cultiva localmente juntos o tan íntimamente entrelazados que las paredes verticales no requieren soporte lateral. En las rocas de este tipo, se pueden encontrar tanto desprendimiento y condiciones que hacen estallar.

• Rocas en bloques imperfectos vinculados consiste en fragmentos de roca químicamente intactos o casi intactos que están separados unos de otros por

completo y de manera imperfecta entrelazados. En tales rocas, paredes verticales pueden requerir soporte lateral.

• Roca triturada pero químicamente intacta tiene el carácter de seguir triturándose. Si la mayoría o todos los fragmentos son tan pequeñas como granos de arena fina y la recementación no ha tenido lugar, roca triturada por debajo de la tabla de agua exhibe las propiedades de un cojinete de arena-agua.

• Roca compresible avanza en el túnel sin aumento de volumen perceptible lentamente. Un requisito previo para alta deformabilidad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y sub-microscópicas de minerales micáceos o minerales de arcilla con una baja capacidad de hinchamiento.

• Roca expansiva avanza en el túnel, principalmente a causa de la expansión. La capacidad de hincharse parece estar limitada a las rocas que contienen minerales de arcilla tales como montmorillonita, con una alta capacidad de hinchamiento.

3.2.2 Clasificaciones involucran tiempo de estabilidad o mantenimiento

Lauffer (1958) propuso que el tiempo de estabilidad o mantenimiento para un tramo no soportado está relacionado con la calidad de la masa de roca en la que se excava el lapso. En un túnel, el lapso no compatible se define como el lapso de túnel o la distancia entre la cara y el soporte más cercano, si este es mayor que el lapso de túnel. Clasificación original de Lauffer ya ha sido modificado por una serie de autores, notablemente Pacher et al (1974), y ahora forma parte del planteamiento general de túnel conocido como el Método de Construcción de Túneles Nueva austriaca.

La importancia del tiempo de estabilidad o mantenimiento es un concepto en que un incremento en el lapso del túnel conduce a una reducción significativa en el tiempo disponible para la instalación de apoyo.

Por ejemplo, un pequeño túnel piloto se puede construir con éxito con un mínimo de apoyo, mientras que un tramo de túnel más grande en la misma masa de roca puede no ser estable sin la instalación inmediata de un apoyo sustancial.

El Nuevo Método de Túneles Austriaco incluye una serie de técnicas para túneles seguros en condiciones de la roca en la que el tiempo de estabilidad o mantenimiento está limitado antes de que ocurra una falla. Estas técnicas incluyen el uso de las partidas más pequeñas y banqueo o el uso de múltiples derivas para formar un anillo reforzado dentro de la cual la mayor parte del túnel puede ser excavado.

Estas técnicas son aplicables en rocas blandas, tales como pizarras, filitas y esquistos de barro en el que la compresión y problemas de inflamación, descrito por Terzaghi (ver sección anterior), es probable que ocurran. Las técnicas son también aplicables cuando un túnel en roca excesivamente roto, pero el gran

cuidado debe tomarse al tratar de aplicar estas técnicas a las excavaciones en rocas duras en las que se producen diferentes mecanismos de fallo.

En el diseño de apoyo a las excavaciones de roca dura es prudente suponer que la estabilidad de la masa de roca que rodea la excavación no es dependiente del tiempo. Por lo tanto, si una cuña estructuralmente definido se expone en el techo de una excavación, se caerá tan pronto como la roca de apoyo se retira. Esto puede ocurrir en el momento de la explosión o durante la operación de escalado posterior. Si se requiere para mantener una cuña tales en su lugar, o para mejorar el margen de seguridad, es esencial que se instale el apoyo tan pronto como sea posible, preferiblemente antes de que se retira la roca de soporte de la cuña completa. Por otro lado, en una roca altamente estresado, insuficiencia generalmente ser inducida por algún cambio en el campo de tensiones que rodea la excavación. El fallo puede ocurrir gradualmente y manifestarse como desconchado o lajmientos o puede ocurrir de repente en la forma de una ráfaga de roca. En cualquier caso, el diseño del soporte debe tener en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos en lugar del tiempo de estabilidad o mantenimiento de la excavación.

3.2.3 el índice de denominación de calidad de la roca (RQD)

El índice de calidad de la roca Designación (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al 1967) para obtener una estimación cuantitativa de la calidad del macizo rocoso de los registros de testigos de perforación. RQD se define como el porcentaje de piezas de núcleo intactas de más de 100 mm (4 pulgadas) de la longitud total del núcleo. El núcleo debe ser al menos de tamaño NW (54,7 mm o 2,15 pulgadas de diámetro) y debe ser perforado con un cañón principal de doble tubo. Los procedimientos correctos para la medición de la longitud de las piezas centrales y el cálculo de RQD se resumen en la figura 4.1.

Figura 4.1: Procedimiento para la medición y el cálculo de RQD (Después Deere, 1989).

Plastrón (1982) sugirió que, cuando no hay núcleo está disponible, pero los rastros de discontinuidad son visibles en las exposiciones de superficie o socavones de exploración, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen. La relación sugerida para macizos rocosos arcillosos libre es:

RQD = 115 a 3,3 Jv (4.1)

Donde Jv es la suma del número de articulaciones por unidad de longitud para todos los conjuntos (conjuntos de discontinuidad) conocidos como el recuento de articulaciones volumétrica.

RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar de manera significativa, dependiendo de la orientación del pozo. El uso del recuento de articulaciones volumétrica puede ser muy útil en la reducción de esta dependencia direccional.

RQD está destinado a representar la calidad del macizo rocoso in situ. Cuando se utiliza el núcleo de perforación de diamante, se debe tener cuidado para asegurar que las fracturas, que han sido causadas por la manipulación o el proceso de perforación, se identifican y se ignoran cuando se determina el valor de RQD. Cuando se utiliza la relación de Palmström para el mapeo de la exposición, las fracturas inducidas por la explosión no deben ser incluidos en la estimación de Jv.

RQD de Deere se ha utilizado ampliamente, sobre todo en América del Norte, durante los últimos 25 años. Acuerdo y Deere (1972), Merritt (1972) y Deere y Deere (1988) han tratado de relacionar RQD de los factores de carga de roca de Terzaghi y perno para roca requisitos en los túneles. En el contexto de esta discusión, el uso más importante de RQD es como un componente de las clasificaciones del macizo rocoso RMR y Q cubiertos más adelante en este capítulo.

3.2.4 Valoración de la estructura rocosa (RSR)

Wickham et al (1972) describe un método cuantitativo para describir la calidad de una masa de roca y para la selección de un apoyo adecuado en función de su Clasificación Valoración de la estructura rocosa (RSR). La mayor parte de las historias de casos, utilizados en el desarrollo de este sistema, eran relativamente pequeños túneles soportados por medio de conjuntos de acero, aunque históricamente este sistema fue el primero en hacer referencia al apoyo de hormigón proyectado. A pesar de esta limitación, vale la pena examinar el sistema RSR con cierto detalle, ya que demuestra la lógica utilizada en el desarrollo de un sistema de clasificación del macizo rocoso casi cuantitativa.

La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que se introdujo el concepto de calificación de cada uno de los componentes enumerados a continuación para llegar a un valor numérico de RSR = A + B + C.

1. Parámetro A, Geología: Evaluación general de la estructura geológica sobre la base de:

a) Origen de tipo Roca (ígneas, metamórficas, sedimentarias). b) La dureza de la roca (duro, semiduro, blando, descompuesto). c) Estructura geológica (masiva, ligeramente criticado / plegado, fallado

moderadamente / plegado, intensamente falladas / plegado).

2. Parámetro B, Geometría: Efecto del patrón de discontinuidad con respecto a la dirección de la unidad de túnel sobre la base de:

a. Espaciamiento de las juntas. b. Orientación conjunta (y buzamiento). c. Dirección de la unidad de túnel.

3. Parámetro C: Efecto de la entrada de dichas aguas y la condición común sobre la base de:

a. En general la calidad del macizo rocoso sobre la base de A y B combinados.

b. Condición Conjunta (bueno, regular, malo). c. Cantidad de entrada de agua (en galones por minuto por cada 1000 pies de

túnel).

Tenga en cuenta que la clasificación RSR utiliza unidades imperiales y que estas unidades se han mantenido en esta discusión.

Tres mesas de trabajo de Wickham et al 1972 se reproducen en los cuadros 4.1, 4.2 y 4.3. Estas tablas se pueden usar para evaluar la calificación de cada uno de estos parámetros para llegar al valor RSR (RSR máxima = 100).

Por ejemplo, una roca metamórfica dura que está ligeramente doblado o criticar tiene una calificación de A = 22 (de la Tabla 4.1). El macizo rocoso está moderadamente articulado, con juntas golpea perpendicularmente al eje del túnel que está siendo impulsado eastwest, y sumergiendo a entre 20 ° y 50 °. Tabla 4.2 da la clasificación de B = 24 por conducir con dip (definido en el esquema de margen).

El valor de A + B = 46 y esto significa que, para el empalme de condiciones aceptables (ligeramente erosionados y alterados) y una entrada de agua moderada de entre 200 y 1,000 galones por minuto, el cuadro 4.3 da la clasificación de C = 16 Por lo tanto, el valor final de la estructura de la roca calificación RSR = A + B + C = 62.

Un conjunto típico de curvas de predicción para un túnel de diámetro de 24 pies se dan en la figura 4.2 que muestra que, para el valor RSR de 62 derivada anteriormente, el apoyo previsto sería de 2 pulgadas de hormigón proyectado y pernos de anclaje 1 pulgada de diámetro espaciados a 5 centros de los pies. Como se indica en la figura, los conjuntos de acero estarían espaciados a más de 7 pies de distancia y no se considerarían una solución práctica para el apoyo de este túnel.

Por el mismo túnel de tamaño en una masa de roca con RSR = 30, el soporte podría ser proporcionada por 8 WF 31 conjuntos de acero (sección profunda de

ala ancha I 8 pulgadas que pesan 31 libras por pie) espaciadas 3 pies de distancia, o por 5 pulgadas de hormigón proyectado y bulones de diámetro 1 pulgada espaciados a 2,5 centros pies. En este caso es probable que la solución de fijación de acero sería más barato y más eficaz que el uso de bulones y hormigón proyectado.

Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente utilizado hoy en día, el trabajo de Wickham et al desempeñó un papel significativo en el desarrollo de los esquemas de clasificación analizados en las secciones restantes de este capítulo.

Figura 4.2: Estimaciones de apoyo RSR para unos 24 pies (7.3 m) de diámetro del túnel circular.. Tenga en cuenta que pernos de anclaje y el hormigón proyectado se utilizan generalmente juntos. (Después de Wickham et al 1972).

Tabla 4.1: Rock Estructura Rating: Parámetro A: área General geología

Tabla 4.2: Rock Estructura Rating: Parámetro B: patrón conjunta, la dirección de la unidad

Tabla 4.3: Rock Estructura Rating: Parámetro C: Agua Subterránea, condición conjunta

a Dip: plana: 0-20 °; inmersión: 20-50 °; y vertical: 50-90 °

b condición conjunta: bueno = apretado o cementado; razonable = ligeramente degradado o alterado; pobre = severamente degradado, alterado o abierto

3.3 Clasificación geomecánica

Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación del macizo rocoso llamado la Clasificación geomecánica o el sistema (Rock Mass Rating RMR). Con los años, este sistema se ha perfeccionado sucesivamente como se han examinado más registros de casos y el lector debe ser consciente de que Bieniawski ha realizado cambios significativos en las calificaciones asignadas a diferentes parámetros. La discusión que sigue se basa en la versión de 1989 de la clasificación (Bieniawski, 1989). Tanto esta versión y la versión 1976 se utilizarán en el Capítulo 8 que se ocupa de la estimación de la fuerza de las masas de roca. Los seis parámetros siguientes se utilizan para clasificar una masa de roca utilizando el sistema RMR:

1. resistencia a la compresión uniaxial del material de roca.

2. Roca Denominación de Calidad (RQD).

3. espaciado de discontinuidades.

4. Condición de discontinuidades.

5. condiciones subterráneas.

6. Orientación de las discontinuidades.

En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa de roca se divide en un número de regiones estructurales y cada región se clasifica por separado. Los límites de las regiones estructurales generalmente coinciden con una característica estructural importante tal como un fallo o con un cambio en el tipo de roca. En algunos casos, cambios significativos en el espaciamiento discontinuidad o las características, dentro del mismo tipo de roca, pueden requerir la división de la masa de roca en un número de pequeñas regiones estructurales.

El sistema de la roca Misa Clasificación se presenta en la Tabla 4.4, dando las notas de cada uno de los seis parámetros mencionados anteriormente. Estos valores se suman para dar un valor de RMR. El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR.

Un túnel va a ser activado a través de un granito ligeramente degradado con un conjunto de inmersión conjunta dominante a 60o en contra de la dirección de la unidad. Pruebas de índice y la tala de diamantes perforados núcleo dan Índice fuerza típicos punto de carga de 8 MPa y valores RQD promedio de 70%. Las articulaciones ligeramente rugosas y ligeramente degradado con una separación de <1 mm, están espaciados a 300 mm. Condiciones de perforación de túneles se prevé que sean mojados.

El valor RMR se determina como sigue:

Nota 1 Para las superficies de discontinuidad ligeramente rugosas y alterados con una separación de <1 mm, Mesa 4.4.A.4 da una calificación de 25 Cuando la información más detallada está disponible, Tabla 4.4.e se puede utilizar para obtener una calificación más refinado . Por lo tanto, en este caso, la clasificación es la suma de: 4 (1-3 m de longitud de discontinuidad), 4 (0,1-1,0 mm de separación), 3 (ligeramente rugosa), 6 (sin relleno) y 5 (ligeramente degradado) = 22.

Nota 2. Cuadro 4.4.F da una descripción de la 'Feria' para las condiciones asumidas en el túnel es para ser utilizado en contra de la inmersión de un conjunto de articulaciones que sumergen a 60o. Usando esta descripción para que 'Túneles y Minas' de la Tabla 4.4.B da una calificación de ajuste de -5.

Bieniawski (1989) publicó un conjunto de directrices para la selección de soporte en los túneles en la roca para el que se ha determinado el valor de RMR. Estas directrices se reproducen en la Tabla 4.5. Tenga en cuenta que estas directrices se han publicado durante un lapso de 10 m de túnel en forma de herradura, fabricados con los métodos de perforación y voladura, en una masa de roca sometido a un esfuerzo vertical <25 MPa (equivalente a una profundidad debajo de la superficie de <900 m).

Para el caso considerado anteriormente, con RMR = 59, el cuadro 4.5 indica que un túnel puede ser excavado por encima título y un banco, con un 1,5 a 3 m por adelantado en el rubro superior.

El apoyo debe ser instalado después de cada explosión y el apoyo debe colocarse a una distancia máxima de 10 m de la cara. Consolidar rocas sistemática, utilizando 4 m de largo 20 mm de diámetro pernos totalmente inyectados espaciados a 1,5 a 2 m de la corona y las paredes, se recomienda. De malla de alambre, con 50 a 100 mm de hormigón proyectado para la corona y 30 mm de hormigón para las paredes, se recomienda.

El valor de RMR de 59 indica que la masa de roca se encuentra en el límite entre la 'roca Fair' y categorías 'buen rock'. En las etapas iniciales de diseño y construcción, es aconsejable utilizar el soporte para la roca sugirió justo. Si la construcción está progresando bien, sin problemas de estabilidad, y el apoyo está funcionando muy bien, entonces debería ser posible reducir gradualmente los requisitos de apoyo a los indicados para una buena masa de roca. Además, si se requiere la excavación para ser estable durante un corto periodo de tiempo, entonces es aconsejable tratar el apoyo menos costoso y extensa sugirió para la buena roca. Sin embargo, si se espera que la masa de roca que rodea la excavación para someterse mineras grandes cambios inducidos por el estrés, se debe instalar la más sustancial el apoyo adecuado para el rock justo. Este ejemplo indica que se necesita una gran cantidad de criterio en la aplicación de la clasificación del macizo rocoso para apoyar el diseño.

Cabe señalar que en el cuadro 4.5 no ha tenido una importante revisión desde 1973 En muchas aplicaciones de minería y obras públicas, con fibras de acero reforzado con hormigón proyectado puede ser considerado en lugar de malla de alambre y hormigón proyectado.

3.4 Las modificaciones a RMR para la minería

Sistema de Bieniawski (Rock Mass Rating RMR) se basó originalmente en historias de casos extraídos de la ingeniería civil. En consecuencia, la industria de la minería tiende a considerar la clasificación como se han propuesto modificaciones un tanto conservadores y varios con el fin de hacer la clasificación más relevante para aplicaciones de minería. Un resumen completo de estas modificaciones fue compilado por Bieniawski (1989).

Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un sistema de roca Misa Clasificación Modificado para la minería. Este sistema MRMR toma el valor básico RMR, según lo definido por Bieniawski, y lo ajusta para tener en cuenta in situ y las tensiones inducidas, los cambios de estrés y los efectos de la limpieza por chorro y la intemperie. Un conjunto de recomendaciones de apoyo se asocia con el valor MRMR resultante. En el uso de sistema de MRMR de Laubscher hay que tener en cuenta que muchas de las

historias de casos sobre los que se basa se derivan de las operaciones de espeleología.

Originalmente, espeleología bloque en las minas de amianto en África constituyó la base de las modificaciones, pero, posteriormente, otras historias de casos de todo el mundo han sido añadidos a la base de datos.

Tabla 4.4: Rock Misa Rating System (Después Bieniawski 1989).

Tabla 4.5: Directrices para la excavación y el apoyo de 10 m túneles lapso de rock de conformidad con el sistema RMR (Después Bieniawski 1989).

Cummings et al (1982) y Kendorski et al (1983) también han modificado de Bieniawski

Clasificación RMR para producir el MBR del sistema (RMR básico modificado) para la minería. Este sistema fue desarrollado para operaciones de hundimiento por bloques en los EE.UU.. Esto implica el uso de diferentes clasificaciones para los parámetros originales utilizados para determinar el valor de RMR y el posterior ajuste del valor resultante MBR para permitir daños explosión, las tensiones inducidas, características estructurales, la distancia desde la parte delantera de la cueva y el tamaño del bloque de espeleología .

Recomendaciones de apoyo se presentan para derivas aisladas o de desarrollo, así como para el apoyo final de intersecciones y derivas.

3.5 Roca Túneles Índice de Calidad, Q

Sobre la base de una evaluación de un gran número de historias de casos de excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) del Instituto Geotécnico de Noruega propuso un Índice de Calidad de Túneles (Q) para la determinación de las características del macizo rocoso y los requerimientos de soporte del túnel. El valor numérico del índice Q varía en una escala logarítmica de 0,001 a un máximo de 1000 y se define por:

Escriba aquí la ecuación.

donde

RQD es la calidad Designación Roca

Jn es el número establecido conjunta

Jr es el número de rugosidad conjunta

Ja es el número alteración conjunta

Jw es el factor de reducción de agua conjunta

SRF es el factor de reducción del estrés

Al explicar el significado de los parámetros utilizados para determinar el valor de Q, Barton et al (1974) las siguientes observaciones:

La primera cociente (RQD / Jn), que representa la estructura de la masa de roca, es una medida bruta del tamaño de bloque o de partículas, con los dos valores extremos (100 / 0,5 y 10/20) que difieren por un factor de 400 Si el cociente se interpreta en unidades de centímetros, se ven los "tamaños de partículas 'extremos de 200 a 0,5 cm para ser aproximaciones crudas pero bastante realistas. Probablemente los bloques más grandes deben ser varias veces este tamaño y los fragmentos más pequeños de menos de la mitad del tamaño. (Las partículas de arcilla se excluyen, por supuesto).

El segundo cociente (Jr / Ja) representa la rugosidad y las características de fricción de las paredes de la junta o materiales de relleno. Este cociente se pondera a favor de las uniones ásperas, sin alterar en contacto directo. Es de esperar que tales superficies estarán cerca de pico de fuerza, que se dilatan fuertemente cuando esquilada, y por lo tanto será especialmente favorables para la estabilidad del túnel.

Cuando las articulaciones de roca tienen recubrimientos y rellenos minerales de arcilla delgadas, la fuerza se reduce significativamente. Sin embargo, el contacto de la pared de roca después de pequeños desplazamientos de corte que se haya producido puede ser un factor muy importante para la preservación de la excavación del fracaso final.

Cuando no exista contacto de la pared de roca, las condiciones son extremadamente desfavorables para la estabilidad del túnel. 'Ángulos de fricción' El (dada en la Tabla 4.6) son un poco por debajo de los valores de resistencia residual para la mayoría de las arcillas, y son, posiblemente, hacia abajo-calificado por el hecho de que estas bandas de arcilla o rellenos pueden tender a consolidar durante el corte, al menos si la consolidación de la normalidad o si el ablandamiento y la hinchazón se ha producido. La presión de hinchamiento de montmorillonita también puede ser un factor aquí.

La tercera cociente (Jw / SRF) consta de dos parámetros de estrés. SRF es una medida de: 1) aflojar la carga en el caso de una excavación a través de zonas de cizalla y el rock rodamiento arcilla, 2) estrés roca en roca competente, y 3) apretar cargas en plástico rocas incompetentes. Se puede considerar como un parámetro total de estrés. El parámetro Jw es una medida de la presión del agua, que tiene un efecto adverso sobre la resistencia al corte de las articulaciones debido a una reducción en la tensión normal efectiva. El agua puede, además, provocar el

ablandamiento y posible fuera de lavado en el caso de las articulaciones de arcilla lleno. Ha resultado imposible combinar estos dos parámetros en términos de inter-bloque de tensión efectiva, porque, paradójicamente, un valor alto de tensión normal efectiva a veces puede significar condiciones menos estables que un valor bajo, a pesar de la resistencia al corte superior.

El cociente (Jw / SRF) es un complicado factor empírico que describe el "estrés activa '.

Parece que el túnel de roca de calidad Q puede ahora ser considerado como una función de sólo tres parámetros que son medidas brutas de:

1. Tamaño de bloque (RQD / Jn) 2. resistencia al corte Inter-bloque (Jr / Ja) 3. estrés activa (Jw / SRF) 4.

Sin duda, hay varios otros parámetros que podrían añadirse para mejorar la precisión del sistema de clasificación. Una de ellas sería la orientación conjunta. Aunque muchos expedientes incluyen la información necesaria en la orientación estructural en relación con el eje de la excavación, no se encontró que el parámetro general importante que se podría esperar. Parte de la razón para esto puede ser que las orientaciones de muchos tipos de excavaciones pueden ser, y normalmente se, ajustarse para evitar el efecto máximo de las articulaciones principales orientadas desfavorablemente.

Sin embargo, esta opción no está disponible en el caso de los túneles, y más de la mitad de los autos se encontraban en esta categoría. Los parámetros Jn, JR y JA parecen jugar un papel más importante que la orientación, porque el número de conjuntos de conjuntos determina el grado de libertad para el movimiento de bloque (si los hay), y las características de fricción y de dilatación pueden variar más que el buzamiento abajo componente gravitacional de las articulaciones orientadas desfavorablemente. Si se hubieran incluido las orientaciones conjuntas la clasificación habría sido menos general, y su esencial simplicidad perdido.

Tabla 4.6 da la clasificación de los parámetros utilizados para la obtención de la Q Índice de Calidad de Túneles para una masa de roca. El uso de esta tabla se ilustra en el siguiente ejemplo.

Una cámara de trituración 15 m de luz para una mina subterránea debe ser excavado en una norite a una profundidad de 2.100 metros bajo la superficie. La masa de roca contiene dos conjuntos de juntas de control de la estabilidad. Estas juntas son ondulados, áspero y protegidas de la intemperie con tinción de la superficie muy pequeña. Valores de RQD van desde 85% a 95% y de laboratorio realizados sobre muestras de núcleos de roca intacta dará una resistencia a la compresión uniaxial promedio de 170 MPa. Las direcciones de los esfuerzos

principales son aproximadamente vertical y horizontal y la magnitud de la tensión principal horizontal es de aproximadamente 1,5 veces el de la tensión principal vertical.

La masa de roca es localmente húmedo, pero no hay pruebas de agua que fluye.

El valor numérico de RQD se utiliza directamente en el cálculo de Q y, por esta masa de roca, se utilizará un valor medio de 90. Tabla 4.6.2 muestra que, para los dos conjuntos de conjuntos, el número de serie conjunta, Jn = 4 Para juntas rugosas o irregulares que son ondulados, Tabla 4.6.3 da un número de rugosidad conjunta de Jr = 3 Tabla 4.6.4 da número conjunta alteración, Ja = 1.0, para las paredes conjuntas inalteradas con tinción de la superficie solamente. Tabla 4.6.5 muestra que, para una excavación con ingreso menor de edad, el factor de reducción conjunta de agua, Jw = 1.0. Para una profundidad debajo de la superficie de 2100 m el esfuerzo de sobrecarga será de aproximadamente 57 MPa y, en este caso, la tensión principal mayor σ1 = 85 MPa. Dado que la resistencia a la compresión uniaxial de la norite es de aproximadamente 170 MPa, esto da una proporción de σc / σ1 = 2. Tabla 4.6.6 muestra que, para la roca competente con problemas de estrés roca, / σ1 se puede esperar este valor de σc para producir heavy rock irrumpió condiciones y que el valor de la SRF debe estar entre 10 y

20 Un valor de SRF = 15 se asume para este cálculo. Con estos valores se obtiene:

Q =

En relación al valor del índice Q para los requisitos de estabilidad y de apoyo de las excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) define un parámetro adicional a la que llamaron la dimensión equivalente, De, de las excavaciones. Esta dimensión se obtiene dividiendo el lapso, diámetro o altura de la pared de la excavación por una cantidad llamada la

Relación de Soporte de excavación, ESR. Por lo tanto:

de ESR

= Excavación palmo, diámetro o la altura (m)

Relación de Soporte de excavación

El valor de ESR se relaciona con el uso previsto de la excavación y para el grado de seguridad que se exige del sistema de soporte instalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et al (1974) sugieren los siguientes valores:

Excavación categoría ESR

A aperturas de minas temporales. 3-5

Aberturas B Permanentes minas, túneles de agua para la energía hidroeléctrica (con exclusión de las tubería de carga de alta presión), túneles piloto, derivas y las partidas para grandes excavaciones. 1.6

Habitaciones C de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, túneles de carreteras y ferrocarriles de menor importancia, chimeneas de equilibrio, túneles de acceso. 1.3

D estaciones de alimentación, grandes túneles de carretera y de ferrocarril, cámaras de defensa civil, intersecciones portal. 1.0

Estaciones E subterráneos nucleares, estaciones de ferrocarril, instalaciones deportivas y públicas, fábricas. 0.8

La estación de trituradora se discutió anteriormente entra en la categoría de aperturas de minas permanentes y se le asigna una relación de apoyo excavación ESR = 1.6. Por lo tanto, para un período de excavación de 15 m, la dimensión equivalente, De = 15 / 1,6 = 9,4.

La dimensión equivalente, De, conspirado contra el valor de Q, se utiliza para definir una serie de categorías de apoyo en una carta publicada en el artículo original de Barton et al (1974). Esta tabla ha sido actualizada recientemente por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el aumento del uso de la fibra de acero reforzado con hormigón proyectado en apoyo excavación subterránea.

Figura 4.3 se reproduce de este gráfico actualizado.

De la Figura 4.3, un valor de De de 9,4 y un valor de Q de 4,5 lugares esta excavación trituradora en la categoría (4), que requiere un patrón de pernos de anclaje (espaciadas a 2.3 m) y 40 a 50 mm de hormigón proyectado reforzado.

Debido a la leve a condiciones de roca estallar pesados que se anticipan, puede ser prudente para liberarte del estrés de la roca en las paredes de esta cámara de trituración. Esto se logra mediante el uso de chorro de producción relativamente pesado para excavar la cámara y omitiendo la voladura suave que habitualmente se utilizan para recortar las paredes finales de una excavación tal como una central subterránea a menor profundidad. Se recomienda precaución en el uso de voladuras destress y, para aplicaciones críticas, puede ser recomendable buscar el consejo de un especialista voladura antes de embarcarse en este curso de acción.

Løset (1992) sugiere que, para rocas con 4 <Q <30, voladura daño dará lugar a la creación de nuevas "juntas" con una reducción local consecuente en el valor de Q para la roca que rodea la excavación. Él sugiere que esto puede ser explicado por la reducción del valor RQD para la zona de la explosión dañado.

Suponiendo que el valor RQD de la roca destressed alrededor de la cámara trituradora de baja a 50%, el valor resultante de Q = 2,9. De la figura 4.3, este

valor de Q, para una dimensión equivalente, De de 9,4, coloca la excavación justo dentro de la categoría (5), que requiere pernos de anclaje, a aproximadamente 2 m de espaciamiento, y un 50 mm de espesor de capa de fibra de acero reforzado de hormigón proyectado.

Barton et al (1980) proporcionan información adicional sobre la longitud del perno para roca, luces máximas no compatibles y las presiones de soporte de techo para complementar las recomendaciones de apoyo publicados en el documento original 1974.

La longitud L de pernos de anclaje puede estimarse a partir de la anchura de la excavación B y el

Excavación de relación de Apoyo ESR: L

B

ESR

= 2 + 0,15

(4.3)

La luz máxima no soportada puede estimarse a partir de:

Ancho máximo (sin soporte) = 2 ESRQ0.4 (4.4)

En base a los análisis de los registros de casos, Grimstad y Barton (1993) sugieren que la relación entre el valor de Q y la prueba de presión de soporte del techo permanente se estima a partir de:

= Proof

Tabla 4.6: Clasificación de los parámetros utilizados en la construcción de túneles Índice de Calidad Q (Después de

Barton et al 1974).

Tabla 4.6: (cont.) Clasificación de los parámetros utilizados en el Índice de Calidad de Túneles

Q (Después de Barton et al 1974).

Tabla 4.6: (cont.) Clasificación de los parámetros individuales en el Índice de Calidad de Túneles Q

(Después de Barton et al 1974).

Figura 4.3: Estimación de las categorías de apoyo basado en el índice de calidad de túneles Q (Después de Grimstad y Barton 1993).

3.6 El uso de los sistemas de clasificación del macizo rocoso

Las dos clasificaciones del macizo rocoso más utilizados son RMR de Bieniawski (1976, 1989) y la Q de Barton et al (1974). Ambos métodos incorporan parámetros geológicos, geométricas y diseño / ingeniería para llegar a un valor cuantitativo de la calidad del macizo rocoso. Las similitudes entre RMR y Q tallo de la utilización de idénticas o muy similares, los parámetros para el cálculo de la calificación de la calidad del macizo rocoso final. Las diferencias entre los sistemas se encuentran en las diferentes ponderaciones dadas a parámetros similares y en el uso de parámetros distintos en uno u otro esquema de otro esquema.

RMR utiliza resistencia a la compresión directa, mientras que Q sólo tiene en cuenta la fuerza y su relación con el estrés en situ en roca competente. Ambos esquemas se ocupan de la geología y de la geometría de la masa rocosa, pero de manera ligeramente diferente. Ambos consideran las aguas subterráneas, y ambos incluyen algún componente de la fuerza material de la roca. Algunos estimación de la orientación puede ser incorporado en Q utilizando una pauta presentada por Barton et al (1974): "los parámetros Jr y JA deben ... se refieren a la superficie más probable para permitir falta de iniciación. 'La mayor diferencia entre los dos sistemas es la falta de un parámetro de estrés en el sistema RMR.

Figura 4.4: Histogramas que muestran variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una arenisca articulado seco bajo condiciones de estrés "medio", que se reproducen a partir de las notas de campo elaborados por el Dr. N. Barton.

Al utilizar cualquiera de estos métodos, dos enfoques se pueden tomar. Uno es para evaluar la masa de roca específicamente para los parámetros incluidos en los métodos de clasificación; la otra es la de caracterizar con precisión la masa de roca y luego atribuir calificaciones de parámetros en un momento posterior. Se recomienda el último método, ya que da una descripción total y completa de la masa de roca que puede ser fácilmente traducido a cualquiera índice de clasificación. Si se han registrado valores de clasificación solo durante el mapeo, que sería casi imposible llevar a cabo estudios de verificación.

En muchos casos, es apropiado para dar un rango de valores para cada parámetro en una clasificación del macizo rocoso y para evaluar la importancia del resultado final. Un ejemplo de este enfoque se da en la Figura 4.4, que se reproduce a partir de las notas de campo elaborados por el Dr. N.

Barton en un proyecto. En este caso particular, la masa de roca está seca y se somete a condiciones "medio" de estrés (Tabla 4.6.6.K) por lo cual Jw = 1.0 y SRF = 1.0. Histogramas que muestran las variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja, a lo largo del socavón exploración asignada, se presentan en esta figura. El valor medio de Q = 8,9 y el intervalo aproximado de Q es 1,7 <Q <20 El valor promedio de Q se

puede utilizar en la elección de un sistema de apoyo de base mientras que el rango da una indicación de los posibles ajustes que serán necesarios para satisfacer diferentes condiciones encontradas durante la construcción.

Un ejemplo adicional de este enfoque se da en un artículo de Barton et al (1992) de que se trate con el diseño de una sala de deportes subterráneos 62 m de luz en gneis articulado.

Histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q se presentan y analizan para determinar el valor medio ponderado de Q.

Carter (1992) ha adoptado un enfoque similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de distribución de probabilidad y el cálculo de una probabilidad de fallo en un debate sobre la estabilidad de los pilares de la corona de la superficie en las minas de metal abandonados.

A lo largo de este capítulo se ha sugerido que el usuario de un esquema de clasificación masa de roca debe comprobar que la última versión está siendo utilizado. Una excepción es el uso de la clasificación de Bieniawski RMR para las estimaciones de resistencia de la roca masiva (que se examinan en el capítulo 8) donde se utilizan la versión de 1976, así como la versión de 1989. También vale la pena repetir que el uso de sistemas de clasificación de masas de dos roca es aconsejable.