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ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE INGENIEROS DE MINAS Y ENERGÍA Titulación: MÁSTER UNIVERSITARIO EN INGENIERÍA DE MINAS TRABAJO FIN DE MÁSTER DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y MINERA EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS ÁLVARO HERRERO GARCÍA SEPTIEMBRE DE 2017
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ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE INGENIEROS DE MINAS Y ENERGÍA
Titulación: MÁSTER UNIVERSITARIO EN INGENIERÍA DE MINAS
TRABAJO FIN DE MÁSTER
DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y MINERA
EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
ÁLVARO HERRERO GARCÍA SEPTIEMBRE DE 2017
ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE INGENIEROS DE MINAS Y ENERGÍA
Titulación: MÁSTER UNIVERSITARIO EN INGENIERÍA DE MINAS
EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS
Realizado por
ÁLVARO HERRERO GARCÍA
Dirigido por
PABLO SEGARRA CATASÚS
JUÁN NAVARRO MIGUEL
DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y MINERA
Firma del prof. Tutor:
Fecha
I
ÍNDICE Resumen ......................................................................................................................... IV
Abstract ........................................................................................................................... IV
1. OBJETIVOS Y ALCANCE ..................................................................................... 2
2. ANTECEDENTES ................................................................................................... 3
2.1 PRINCIPALES CAUSAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN ...................................... 3
2.1.1 OPERACIONES DE VOLADURA ................................................................ 3
2.1.2 OPERACIONES DE PERFORACIÓN .......................................................... 6
2.2 INDICADORES PARA EVALUAR LA SOBRE-EXCAVACIÓN ..................... 8
2.2.1 ÁREA SOBRE-EXCAVADA ......................................................................... 8
2.2.2 DISTANCIAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN ............................................... 10
2.2.3 ÍNDICE DE CALIDAD DEL CONTORNO DEL TÚNEL ......................... 11
3. DESCRIPCIÓN DE LA OBRA ............................................................................. 14
4. DESCRIPCIÓN DE LAS MEDIDAS .................................................................... 17
4.1 GEOLOGÍA ......................................................................................................... 17
4.1.1 RQD ............................................................................................................... 17
4.1.2 Jn .................................................................................................................... 20
4.1.3 Jr .................................................................................................................... 21
4.1.4 Ja .................................................................................................................... 22
4.1.5 Jw ................................................................................................................... 23
4.1.6 SRF ................................................................................................................ 25
4.1.7 Q .................................................................................................................... 26
4.1.8 OTROS PARÁMETROS .............................................................................. 29
4.2 PARTES DE VOLADURA ................................................................................. 30
4.2.1 CONSUMO ESPECÍFICO ............................................................................ 30
4.2.2 VIBRACIONES ............................................................................................ 31
4.2.3 OTROS PARÁMETROS .............................................................................. 31
5. CÁLCULO DE LA SOBRE-EXCAVACIÓN ....................................................... 33
6. RESULTADOS Y ANÁLISIS ............................................................................... 38
6.1 Q DE BARTON ................................................................................................... 38
6.2 GUNITADO Y BULONES .................................................................................. 39
6.3 VIBRACIONES ................................................................................................... 41
6.4 CALIDAD DE LA ROCA ................................................................................... 42
6.5 CONSUMO ESPECÍFICO ................................................................................... 44
6.6 AVANCE ............................................................................................................. 45
II
7. CONCLUSIONES .................................................................................................. 47
8. BIBLIOGRAFÍA .................................................................................................... 49
ESTUDIO ECONÓMICO .............................................................................................. 51
ÍNDICE DE FIGURAS Figura 1. Ejemplo secuenciación de barrenos en el frente ............................................... 5 Figura 2. Ejemplo plan de carga ....................................................................................... 6 Figura 3. Esquema desviación de perforación (Elisa Costamagna 2016) ........................ 7 Figura 4. Esquema sobre-excavación por desviación de la sarta (Elisa Costamagna 2016) .......................................................................................................................................... 8 Figura 5. División de la sección del túnel ........................................................................ 9 Figura 6. Secciones para la evaluación de la distancia de sobre-excavación (Kim 2009) ........................................................................................................................................ 10 Figura 7. Mapa topográfico sobre-excavación (Kim 2009) ........................................... 11 Figura 8. Diferentes situaciones del contorno de un túnel (Kim et. al 2015) ................. 13 Figura 9. Mapa de situación de la obra ........................................................................... 14 Figura 10. Plano de la obra ............................................................................................. 15 Figura 11. Zonas a estudiar (desde PK 321 hasta PK 777,8) ......................................... 16 Figura 12. Gráfica PK-RQD ........................................................................................... 19 Figura 13. Gráfica PK-Jn ................................................................................................ 20 Figura 14. Gráfica PK-Jr ................................................................................................ 21 Figura 15. Gráfica PK-Ja ................................................................................................ 23 Figura 16. Gráfica PK-Jw ............................................................................................... 24 Figura 17. Gráfica PK-Q ................................................................................................ 26 Figura 18. Gráfica PK-Q ampliada ................................................................................. 27 Figura 19. Clasificación de la roca en función de Q ...................................................... 28 Figura 20. Clasificación de la calidad de la roca ............................................................ 28 Figura 21. Esquema de orientación de las juntas ........................................................... 29 Figura 22. Gráfica PK-Consumo específico ................................................................... 30 Figura 23. Gráfica PK-Vibraciones ................................................................................ 31 Figura 24. Gráfica PK-Kg de explosivo ......................................................................... 32 Figura 25. Conjunto de perfiles del túnel. Angulo intermedio ....................................... 34 Figura 26. Conjunto de perfiles del túnel. Alzado .......................................................... 35 Figura 27. Conjunto de perfiles del túnel. Perfil derecho ............................................... 35 Figura 28. Gráfica PK – Sobre-excavación .................................................................... 36 Figura 29. Gráfica PK – Sobre-excavación media de cada avance ................................ 37 Figura 30. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Q......................................... 38 Figura 31. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Gunita................................. 39 Figura 32. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Bulones .............................. 40 Figura 33. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Vibraciones ........................ 41 Figura 34. Gráfico comparativo PK – Consumo específico - Vibraciones .................... 42 Figura 35. Gráfico de barras Calidad de la roca – Sobre-excavación ............................ 43 Figura 36. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación – Consumo específico .......... 44 Figura 37. Gráfico de barras. Tipo de roca – Consumo específico ................................ 45 Figura 38. Gráfico de barras Tipo de roca – Avance ...................................................... 45
III
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1. Tiempos detonadores Primadet LP ..................................................................... 4 Tabla 2. Clasificación de calidad en función de RQD ................................................... 18 Tabla 3. Clasificación Jn ................................................................................................ 20 Tabla 4. Clasificación Jr ................................................................................................. 21 Tabla 5. Clasificación Ja ................................................................................................. 22 Tabla 6. Clasificación Jw................................................................................................ 24 Tabla 7. Clasificación SRF ............................................................................................. 25 Tabla 8: Clasificación del tipo de roca por categorías.................................................... 42 Tabla 9. Comparación Tipo de roca – Desviación típica ............................................... 46
IV
Resumen
Este proyecto tiene como objetivo principal evaluar la sobre-excavación producida en la construcción de un túnel en Noruega mediante perforación y voladura, así como establecer las posibles causas que provocan esa sobre-excavación. Para ello se han estudiado diferentes variables tanto de la geología del terreno como de las características de cada voladura. Primeramente se ha calculado la sobre-excavación producida en cada sección del túnel en porcentaje. Este valor se ha establecido como la relación entre la excavación total y el área teórica que debería tener la sección. Posteriormente se han comparado estos valores con las diferentes variables. En cuanto a la geología, se ha analizado el parámetro Q de Barton del terreno, el RQD para establecer la calidad de la roca en cada caso y también se ha tenido en cuenta el espesor de gunitado y el número de bulones empleados. Por otro lado, en cuanto a la operación de voladura, se ha tenido en cuenta el consumo específico de explosivo, las vibraciones producidas y el avance de cada pase. Los resultados muestran que la sobre-excavación está muy relacionada con el índice Q Barton y el consumo específico de la voladura. También se ha observado que el avance de la voladura está condicionado por la calidad de la roca.
Abstract
This work aims to analyze and highlight the sources of the overbreak generated by blasting influence in an underground construction in Oslo, Norway. For that, a diversity of variables related with the geology and the blast design have been studied. Firstly, the overbreak created in each section of the tunnel has been calculated as a percentage of the theoretical profile. This value represents the relation between the real and the theoretical area excavated in each section. Then, the values of the overbreak have been compared with the geology and blast design variables. In terms of geology, the Q-system (Barton), the Rock Mass Quality, the thickness of shotcrete and the number of bolts have been examined. In relation with the blasting operation, the powder factor (kg/m3), the vibrations and the advance in each blast have been analyzed.
The results highlight that the Q Barton Index and the powder factor per round are the variables with largest influence the mean over-excavation per round. The results also show that the mean advance per round is related with the rock quality.
EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRANEAS DOCUMENTO Nº1: MEMORIA
2
1. OBJETIVOS Y ALCANCE
El empleo de voladuras para realizar un túnel tiene una serie de ventajas frente a los
métodos tradicionales: es válido para todo tipo de roca, se puede llevar a cabo en todo
tipo de secciones, permite gran movilidad de los equipos y supone una reducida inversión
inicial. El uso de explosivo permite arrancar y triturar la roca en una sola operación
ahorrando tiempo, además de reducir costes elevados en tener que utilizar otro tipo de
máquinas para excavar la roca. Cuanto más dura sea la roca a excavar más rentable será
el empleo de explosivos para arrancarla.
Uno de los principales problemas al realizar una obra subterránea por medio de
perforación y voladura es la sobre-excavación producida en el contorno del túnel. Para
determinar el perfil de cada voladura se emplean barrenos de contorno que son los que
van a dar la forma deseada a la excavación. Generalmente en este tipo de barrenos se
emplea la técnica del recorte, donde los barrenos se sitúan paralelos al eje del túnel a un
espaciamiento de entre 45 centímetros y un metro. Dichos barrenos están cargados con
muy poco explosivo y se inician a la vez al final de la secuencia de voladura. También
existe la técnica del precorte, aunque mucho menos utilizada por su alto coste, donde los
barrenos están cargados con mayor cantidad de explosivo y son detonados en primer lugar
para abrir una brecha entre la roca perimetral. En este caso, el espaciamiento entre
barrenos es mucho menor.
La sobre-excavación puede producir un sobrecoste al tener que utilizar una mayor
cantidad de hormigón proyectado como método de sostenimiento y al tener que
transportar un mayor volumen de roca. También puede comprometer la seguridad de la
obra que, en ciertas ocasiones, puede dar lugar a desprendimientos inesperados.
El objetivo principal de este trabajo es el cálculo y análisis de la sobre-excavación
producida en las voladuras de un túnel de Noruega, así como sus posibles causas.
Para ello, se ha calculado la sobre-excavación generada después de la voladura en
comparación con el perfil teórico predeterminado. Se han utilizado secciones escaneadas
cada 20 centímetros del contorno excavado para dicho cálculo. Con el fin de analizar las
posibles causas de esta sobre-excavación, se han recopilado y digitalizado los partes
geotécnicos y de voladura de cada pase, para evaluar la influencia de los parámetros de
calidad de la roca y del diseño de la voladura en la sobre-excavación generada.
3
2. ANTECEDENTES
Son muy numerosos los estudios realizados para evaluar todos los parámetros a la hora
de realizar un túnel subterráneo mediante voladuras. La sobre-excavación forma parte de
estos parámetros y es fundamental su estudio para poder evaluar tanto las características
del túnel como la correcta ejecución de los trabajos de excavación.
2.1 PRINCIPALES CAUSAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN
Se pueden establecer dos variables como principales aspectos que afectan a la sobre-
excavación en la obra de un túnel.
2.1.1 OPERACIONES DE VOLADURA
El diseño de voladura, el tipo de explosivo utilizado y la carga de los barrenos son
aspectos muy importantes que afectan al resultado de la excavación producida. Una
pequeña desviación al realizar los barrenos puede suponer un mal reparto del explosivo y
así generar zonas localizadas con una excavación que no es la diseñada inicialmente.
El diseño de voladura consiste en el replanteo del esquema de tiro antes de perforar y
cargar el explosivo en los barrenos para su posterior detonación. En la Figura 1 podemos
ver un ejemplo de parte nominal de voladura utilizado en la obra objeto de este proyecto,
en que se observa la posición y la secuenciación de los barrenos en las diferentes zonas,
así como la carga de explosivo que llevará cada una de ellas. La figura muestra las
diferentes zonas de barrenos coloreadas en azul oscuro para contorno, rojo para zapateras,
verde para destroza y azul claro y rosa para el cuele. La iniciación de los barrenos se
realiza con detonadores de fondo no eléctricos tipo Primadet LP (Largo Periodo). Cada
número indica un tiempo de retardo, en ms, con el que detonará cada barreno. La Tabla 1
describe el valor de los números utilizados. Dado que la diferencia de tiempo entre
Primadet LP es en ocasiones muy grande, dichos detonadores se inician con conectores
de superficie Primadet EZ-TL para variar los tiempos de retardo entre los barrenos y
reducir la carga operante de la voladura. En el esquema de la Figura 1 se han empleado
conectores de tiempos de 0, 17, 42, 67 y 109 ms de retardo.
4
Tabla 1. Tiempos detonadores Primadet LP
Número (Periodo) Tiempo (ms)
1 500
2 1000
3 1500
4 2000
5 2500
6 3000
7 3500
8 4000
9 4500
10 5000
11 5500
12 6000
14 7000
16 8000
18 9000
5
Por otro lado, en los partes de voladura también se especifica el número de barrenos que
hay en cada zona y la carga lineal teórica que deberá llevar cada uno. Dicha carga lineal
será mayor en cuele (cut) para crear una cara libre e irá disminuyendo a medida que nos
acercamos a los barrenos del contorno con el objetivo de minimizar el daño en la periferia
de la excavación. En la Figura 2 se puede ver un ejemplo de estas especificaciones y se
observa, como hemos mencionado anteriormente, que los barrenos del recorte (contour
holes) son los que menos explosivo llevan y además no disponen de retacado.
Figura 1. Ejemplo secuenciación de barrenos en el frente
6
La carga de los barrenos se suele hacer con un detonador en fondo unido a un
multiplicador de pentolita y una columna de explosivo, finalizando con un retacado en la
parte superior. En la obra objeto de estudio se suele emplear emulsión como carga de
columna.
Por otra parte las condiciones del barreno también afectan al resultado de la voladura,
especialmente cuando se trata de zonas con agua. La humedad puede reducir los efectos
del desacoplamiento de las detonaciones afectando así al resultado de la voladura (Olsson
2010).
2.1.2 OPERACIONES DE PERFORACIÓN
Es muy importante controlar la perforación en todas las zonas de barrenos, especialmente
en los del contorno, que son los que van a producir directamente la sobre-excavación en
el túnel.
Como consecuencias de una mala perforación se pueden dar (Ibarra et al 1996; Ostberg
2013; Yangkyun Kim 2015):
Avances demasiado cortos
Necesidad de refuerzo en la roca
Figura 2. Ejemplo plan de carga
7
Mayor tiempo empleado para retirada de escombros
Mayor cantidad de hormigón proyectado
Y las causas de realizar una mala perforación son (Olsson 2010; Ostberg 2013):
Mala calibración de la sarta de perforación
Calidad de la roca muy irregular
Repentinas variaciones en las características de la masa rocosa
Utilización de un equipo inadecuado para el terreno a perforar. Los primeros
metros de la perforación son fundamentales para que el resto de la perforación
salga según el diseño y no se desvíe demasiado. En este punto cabe destacar que
la desviación de los barrenos debe ser minimizada todo lo posible pero nunca se
podrá eliminar por completo con los equipos que existen en la actualidad, pues
siempre habrá un pequeño error en esta operación.
En la Figura 3 se pueden ver las diferentes desviaciones que sufre la sarta de perforación
de los barrenos y que dará lugar posteriormente a la sobre-excavación en el contorno del
túnel.
Figura 3. Esquema desviación de perforación (Elisa Costamagna 2016)
8
Y en la Figura 4 se observa cualitativamente la excavación producida por la desviación
de la sarta, como hemos mencionado anteriormente.
2.2 INDICADORES PARA EVALUAR LA SOBRE-EXCAVACIÓN
Existen varias metodologías para evaluar la sobre-excavación producida al realizar la
obra de un túnel. De entre ellas cabe destacar:
Área sobre-excavada (Mahtab et al., 1997; Mandal and Singh, 2009).
Distancias de sobre-excavación (Yangkyun Kim 2009; Olsson 2010).
Índice de calidad del contorno del túnel (Yangkyun Kim 2009-2015).
2.2.1 ÁREA SOBRE-EXCAVADA
La sobre-excavación propuesta por Mahtab et al. (1997) y Mandal and Singh (2009) se
mide normalmente en porcentaje con respecto al área total excavada según la ecuación 1.
Figura 4. Esquema sobre-excavación por desviación de la sarta (Elisa Costamagna 2016)
9
100 (1)
Donde:
: Área sobre-excavada, expresada en porcentaje
: Área excavada total, expresada en metros cuadrados
: Área de diseño, expresada en metros cuadrados.
Estos autores propusieron, para túneles con sección grande, dividir dicha sección en tres
zonas diferentes para poder así evaluar el impacto de los diferentes esfuerzos tensionales
de la roca y de los diferentes patrones de voladura en la sobre-excavación. Para ello,
dividieron la sección del túnel en tres partes separadas 120° como muestra la Figura 5.
El área sobre-excavada total será la suma del área sobre-excavada en cada una de las
divisiones.
Los resultados obtenidos por Mandal and Singh (2009) muestran que la sobre-excavación
producida es considerablemente mayor en la pate de arriba del túnel (corona) por lo que
Figura 5. División de la sección del túnel
10
habrá que prestar especial atención al esquema de perforación de barrenos y carga
explosiva en esta zona.
2.2.2 DISTANCIAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN
Son varios los manuales y guías de construcción de túneles (Método Austriaco y
Noruego) que evalúan la sobre-excavación producida como el conjunto de distancias
entre el contorno de diseño y el contorno real que se consigue mediante la excavación
(Mahtab 1997; Yangkyun Kim 2015). Esta distancia resulta ser la media entre las
distancias medidas en la sección inicial y final de cada avance de voladura, dichas
secciones se pueden ver en la Figura 6.
Este resultado se obtiene a partir del análisis de perfiles topográficos mediante programas
informáticos (CAD, Excel, etc.) como el que muestra la Figura 7, donde se analizan las
distancias longitudinales que hay desde el perfil teórico (perfil de diseño) hasta el perfil
real excavado a lo largo de todo el contorno de la sección del túnel.
Figura 6. Secciones para la evaluación de la distancia de sobre-excavación (Kim 2009)
11
La máxima distancia permitida de sobre-excavación puede variar y depende de las leyes
nacionales del país donde se realice la obra y de los acuerdos que se lleven a cabo en el
contrato de la misma entre las diferentes partes. Este valor oscila normalmente entre 30 y
60 centímetros (Olsson 2010).
En Noruega, país objeto de la obra que se analiza en este proyecto, la distancia de sobre-
excavación depende del área teórica excavada y se determina según la siguiente expresión
(ecuación 2). (Mahtab 1997; Olsson 2010).
0.07 (2)
Donde:
: Sobre-excavación, expresada en metros
: Área teórica excavada, expresada en metros cuadrados.
2.2.3 ÍNDICE DE CALIDAD DEL CONTORNO DEL TÚNEL
Este índice, denominado TCI (Tunnel Contour Index), fue desarrollado por Yangkyun
Kim y evalúa la geometría del contorno del túnel a partir de tres parámetros relacionados
con la sobre-excavación, tres pesos, tres factores de corrección y un factor de ajuste. Tal
y como se muestra en la ecuación 3.
Figura 7. Mapa topográfico sobre-excavación (Kim 2009)
12
3
Donde:
: Constante de ajuste para cada tipo de túnel
: Importancia de limpieza adicional
: Factor de corrección por sobre-excavación
: Media de las distancias de sobre-excavación en todos los avances, expresada en centímetros
: Importancia del hormigón proyectado adicional
: Factor de corrección por la longitud del contorno
: Media de los ratios de contorno de todos los avances (relación entre la longitud del contorno de diseño y el excavado)
: Importancia de la variación longitudinal
: Variación de la sobre-excavación longitudinal en cada avance.
Esta fórmula se puede aproximar de una manera bastante fiable para cada avance,
despreciando el último término del denominador, como sigue (ecuación 4):
, 4
A partir de esto, Kim (2015), establece que la sobre-excavación al realizar la obra de un
túnel, mediante perforación y voladura, y la calidad del contorno de las secciones
excavadas, dependen de los siguientes factores (Mckown, 1984):
Precisión de la perforación
Espaciado entre barrenos y esquema de carga de los mismos
Disposición de la primera fila de barrenos
Geología del terreno
13
La Figura 8 muestra de manera esquemática las diferentes situaciones que se pueden dar,
con respecto a la sobre-excavación, en la construcción de un túnel (situaciones que el TCI
tiene en cuenta para su evaluación).
Por otra parte, más adelante, se desarrolló otro índice de similares características que el
TCI pero que además considera los costes de construcción derivados del exceso de sobre-
excavación, se trata del TCIC (Kim et al 2015).
El TCIC se basa en dos parámetros, dos pesos y una constante de ajuste. Los dos
parámetros son definidos por tres elementos, la media de profundidad de sobre-
excavación, el ratio de longitud del contorno y la diferencia longitudinal de sobre-
excavación. Los dos pesos son constantes que representan el ratio del coste unitario entre
dos grupos de operación, el primero formado por los costes de voladura, retirada de
escombros y sostenimiento y el segundo formado por los costes del hormigón proyectado
y la membrana impermeable.
De esta manera, es posible determinar el volumen adicional de cemento y hormigón
proyectado, así como la superficie de membrana impermeable necesarios para
acondicionar la cara interior del túnel y poder estimar los costes extras debidos a la sobre-
excavación producida. Cabe destacar que además se deben tener en cuenta los costes
extras de operación debidos al incremento de escombros a retirar y tratar.
Figura 8. Diferentes situaciones del contorno de un túnel (Kim et. al 2015)
14
3. DESCRIPCIÓN DE LA OBRA
El proyecto se ha llevado a cabo en la región de Bekkelaget situada en Oslo (Noruega),
tal y como muestra la Figura 9.
La obra consiste en la ampliación de la planta de tratamiento de aguas residuales de Oslo,
Noruega. La instalación está compuesta, como se puede ver en la Figura 10, por cinco
cavernas (S2, S3, S4, S5 y S6), un acceso principal de unos 850 metros de longitud (S1)
y otras instalaciones secundarias (S7, S8, S9 y S10).
Figura 9. Mapa de situación de la obra
15
La obra se desarrolla principalmente en masa rocosa de calidad competente, compuesta
por gneis con pequeñas intrusiones de tonalita y cuarcita, por lo que los trabajos de
excavación se llevan a cabo mediante técnicas de perforación y voladura, con avances de
unos 4,5 metros de media. El explosivo utilizado es generalmente emulsión y en algunos
casos dinamita.
Como se detallará posteriormente, cabe resaltar, que la excavación del túnel principal se
pudo ver afectada en cierta medida por las obras de excavación de las cavernas (S3, S4,
S5 y S6) y demás instalaciones que desembocan en esta galería principal.
Como objeto de este trabajo, se han analizado los parámetros que afectan a la excavación
de la galería principal y de las cavernas 7 (S5) y 8 (S6). En la Figura 11 se observa con
más detalle las zonas que se han estudiado.
Figura 10. Plano de la obra
16
Figura 11. Zonas a estudiar (desde PK 321 hasta PK 777,8)
17
4. DESCRIPCIÓN DE LAS MEDIDAS
Para llevar a cabo el estudio de la sobre-excavación producida al realizar la galería
principal de la obra descrita anteriormente, se han analizado tanto aspectos sobre la
geología del terreno donde se realiza la excavación como de los partes de voladura en
cada avance. Todos estos datos se han recogido en una base de datos, donde
posteriormente se ha procedido a su análisis. Hay que mencionar que tanto las variables
geológicas como el diseño de voladura se estudian desde PKs más pequeños como se
muestra en las Figuras 12 a 17, pero al comparar con las secciones del túnel se comienza
en el PK 321 puesto que no hay datos disponibles de sección anteriores.
4.1 GEOLOGÍA
A continuación se van a detallar todos los parámetros que se han medido en cada pase
para caracterizar la condición geotécnica del terreno.
4.1.1 RQD
El RQD (Rock Quality Designation) fue definido por Deere entre 1963 y 1967 y
determina el porcentaje de testigos mayores de 10 centímetros de longitud que son
extraídos en un sondeo en relación a la longitud total del sondeo, sin tener en cuenta las
roturas provocadas por las operaciones llevadas a cabo para realizar la perforación.
Existen tres procedimientos para calcular el RQD:
Procedimiento 1: Se realiza sumando todas las medidas de los fragmentos de
testigo mayores de 10 centímetros en un intervalo y se estima el porcentaje que
representan estos fragmentos en función de la longitud total de sondeo, tal y como
muestra la siguiente ecuación.
%∑
100 (5)
Donde:
∑ : Suma de la longitud de todos los fragmentos mayores de 10 cm
: Longitud total del sondeo.
En este procedimiento se deberán incluir los discos del núcleo ocasionados por
rotura mecánica de la roca como parte del RQD.
18
Procedimiento 2: Se calcula el RQD en función del número de fisuras por metro
lineal de sondeo, determinadas al hacer el levantamiento litológico en el área de
estudio.
Procedimiento 3: Se emplea cuando no se dispone de núcleos de perforación. Este
es el procedimiento seguido en la obra objeto de estudio. De esta manera se puede
estimar el RQD por la cantidad de fisuras obtenidas por unidad de volumen de
acuerdo con la siguiente fórmula (ecuación 6).
% 115 3,3 ∙ (6)
Donde:
: Número total de fisuras por metro cúbico de roca.
Cabe destacar que el término Jv se calcula sumando el número total de juntas que
cortan de manera independiente a cada uno de los ejes en un cubo de roca de 1
metro de lado. Es decir si una junta corta a dos ejes, se contabilizará solo en uno
de ellos. Por lo que Jv resulta ser la suma de las juntas contadas en cada uno de los
ejes .
Una vez estimado el RQD como porcentaje se puede establecer una clasificación de la
roca en función de la calidad, tal como se muestra en la Tabla 2.
Tabla 2. Clasificación de calidad en función de RQD
RQD Calidad de la masa rocosa
< 25 % Muy pobre
25-50 % Pobre
50-75 % Regular
75-90 % Buena
90-100 % Muy buena
Se debe tener en cuenta que el empleo de este índice tiene limitaciones técnicas por lo
que se debe utilizar con precaución; pues no sirve para suelos; es un método que
inicialmente se desarrolló para rocas ígneas. Además no debe tenerse en cuenta en el caso
19
de roturas por desecación, retracción o tensiones longitudinales. Por otro lado, su valor
depende mucho de la dirección en la que se realice el sondeo.
En cuanto al caso que nos ocupa, se puede ver en la Figura 12 la evolución de este
parámetro a medida que avanza la excavación en la galería principal del proyecto. En ella
se representa el índice RQD en función del punto kilométrico en el que se encuentra.
Aunque anteriormente hemos indicado que las zonas a estudiar empiezan en el PK 321 y
finalizan en el PK 777,8, en la Figura 12 podemos ver que se disponen también de datos
anteriores y posteriores a estos puntos para tener un espectro de muestras más amplio y
poder conocer mejor el terreno.
Se puede observar que según este parámetro, la roca se clasifica como buena o muy buena
en todo el túnel. En casi toda la longitud del mismo el RQD se mantiene en 95 o 100%,
tan solo en algunas secciones del inicio toma valores de 75 y 80%, los valores más bajos
registrados.
La gráfica muestra que el RQD es muy constante a lo largo de todo el túnel principal (S1)
debido a la poca variabilidad en el tipo de roca (casi el 50% del túnel se compone del
mismo tipo de roca), por lo que no se observan cambios significativos de esta magnitud.
Se puede concluir por tanto que, según el RQD, la excavación se ha desarrollado a través
de una masa rocosa bastante uniforme en todo el recorrido del túnel.
70
75
80
85
90
95
100
105
27,4
48,35
69,1
86,5
106,1
125,9
147,7
178
199,4
221,4
247,8
272,1
296,4
319
343,2
373,2
386,1
405,5
428,2
452,1
481,3
505
528
551,7
572,8
599,9
622,3
654,9
692
732,7
761,6
789
806,7
840,6
PK‐RQD
Figura 12. Gráfica PK-RQD
20
4.1.2 Jn
Jn se define como el número de familias de juntas que encontramos en la masa rocosa. Se
estudia la situación de la roca donde se trabaja y se le asigna un valor constante como
muestra la Tabla 3 a continuación.
Tabla 3. Clasificación Jn
SITUACIÓN Jn
Roca masiva, sin o con pocas juntas dispersas 0,5‐1,0
Una familia de juntas 2
Una familia de juntas y juntas dispersas 3
Dos familias de juntas 4
Dos familias de juntas y juntas dispersas 6
Tres familias de juntas 9
Tres familias de juntas y juntas dispersas 12
Cuatro o más y juntas dispersas juntas formando estructura "sugar cube"
15
Roca desintegrada, regolita 20
Nota: En boquillas se utiliza Jn=2 y en túneles Jn=3
En la Figura 13 se observa que para nuestro caso de estudio, el índice Jn varía entre los
valores de 1 y 15 a lo largo del túnel. Sin embargo, en más del 80% de la longitud de la
galería, este valor se mantiene entre 4 y 12 por lo que se puede concluir que en la mayoría
del túnel existen dos o tres familias de juntas.
0
2
4
6
8
10
12
14
16
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600 650 700 750 800 850 900
PK‐Jn
Figura 13. Gráfica PK-Jn
21
4.1.3 Jr
Este parámetro representa la rugosidad de las superficies de las discontinuidades. La
Tabla 4 detalla las diferentes situaciones que se pueden dar y el valor que toma Jr en los
distintos casos.
Tabla 4. Clasificación Jr
SITUACIÓN Jr
Con contacto entre roca y techo antes de 10cm de desplazamiento de cizalla
Juntas discontinuas 4
Rugosas o irregulares, onduladas 3
Lisas onduladas 2
Espejo falla onduladas 1,5
Rugosas o irregulares, planas 1,5
Lisas planas 1
Espejo falla planas 0,5
Sin contacto de roca y techo durante cizallamiento
Con relleno de arcilla que impide el contacto de roca 1
Notas: Añadir 1 si el espaciado medio de la junta es mayor a 3 metros.
Jr=0,5 para juntas con espejos de falla con lineaciones siempre que estén orientadas favorablemente.
La Figura 14, muestra la evolución de este parámetro en función del punto kilométrico
del túnel en el que nos encontremos.
0
0,5
1
1,5
2
2,5
3
3,5
4
4,5
27,4
43,3
59,6
77,3
90,2
106,1
121,6
139,2
157,7
167,4
178
194,5
211,2
231,8
253,5
272,1
292,3
309
328,3
347
373,2
383
396
413
432,7
452,1
476,7
496,2
515
532,6
551,7
568,8
591,3
610,4
631,8
654,9
682,9
715,3
751,6
765,75
789
803,8
827,3
PK‐Jr
Figura 14. Gráfica PK-Jr
22
Se observa que la variable Jr varía entre los valores de 1 y 3 en la mayoría del túnel,
llegando solo a un valor de 4 en tres ocasiones puntuales, por lo que se puede decir que
las juntas varían entre lisas planas y rugosas o irregulares onduladas en la gran mayoría
de las secciones de la galería.
4.1.4 Ja
La variable Ja mide la meteorización de las juntas. Las diferentes situaciones y los valores que puede tomar Ja se desglosan en la Tabla 5.
Tabla 5. Clasificación Ja
SITUACIÓN ɸf approx.
Ja
Contacto roca‐techo sin relleno mineral
Junta curada, relleno duro, sin reblandecimiento, impermeable 0,75
Sin alteraciones en matriz de roca, sólo coloración superficial 25‐35⁰ 1
Superficie ligeramente alterada. Sin cobertura mineral susceptibles de reblandecimiento: partículas de arena o roca sin arcilla, etc.
25‐30⁰ 2
Con capa de limo o arena arcillosa, con baja proporción de arcilla, no susceptible a reblandecimiento
20‐25⁰ 3
Cubrimiento de arcilla reblandecida o de bajo ángulo de fricción. Caolín o mica. También clorita, polvo de yeso, grafito etc, y pequeña cantidad de
arcilla expansiva
8‐16⁰ 4
Contacto roca‐techo antes de 10cm de desplazamiento de cizalla. Relleno mineral fino
Partículas de arena, o de roca desintegrada sin arcilla, etc. 25‐30⁰ 4
Relleno de arcilla altamente reconsolidada y no susceptible a reblandecimiento, continuo pero <5mm de espesor
16‐24⁰ 6
Relleno de arcilla de baja o media reconsolidada y susceptible a reblandecimiento, continuo pero <5mm de espesor
12‐16⁰ 8
Relleno de arcilla expansiva, montmorilonita (continuo pero <5mm de espesor). Valor Ja depende en porcentaje de arcilla
expansiva
6‐12⁰ 8 a 12
Sin contacto roca‐techo en cizallamiento. Relleno mineral grueso
Zonas o bandas de roca desintegrada, muy consolidada 16‐24⁰ 6
Zonas o bandas de arcilla, o roca desintegrada, medio a poco consolidada 12‐16⁰ 8
Zonas o bandas de arcilla, o roca desintegrada. Arcillas expansivas. Ja depende en porcentaje de arcillas expansivas
6‐12⁰ 8 a 12
23
Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla muy consolidada 16‐24⁰ 10
Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla medio a poco consolidada 12‐16⁰ 13
Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla. Arcilla expansiva. Ja depende en porcentaje arcillas expansivas
6‐12⁰ 13 a 20
Los datos recogidos en la Figura 15 muestran unos valores constantes entre 1 y 4 en casi
todo el túnel, con algunos picos de valor 8 y 13 en secciones puntuales de la galería. Se
puede deducir, por lo tanto, que las juntas no tienen alteraciones en su gran mayoría o
están ligeramente alteradas con recubrimientos de arcilla fina.
4.1.5 Jw
Jw representa un factor de reducción por condición de agua en juntas. Los valores que
puede tomar esta variable en función de las distintas situaciones que se pueden dar son
los siguientes (Tabla 6).
0
2
4
6
8
10
12
14
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600 650 700 750 800 850 900
PK‐Ja
Figura 15. Gráfica PK-Ja
24
Tabla 6. Clasificación Jw
SITUACIÓN Jw
Excavación seca o con infiltraciones menores. Húmedo o pocos goteos 1
Mediana infiltración, flujo ocasional en fisuras. Numerosos goteos o "lluvia" 0,66
Chorro o flujo de alta presión en fisuras en roca competente, fisuras sin relleno 0,5
Gran caudal de flujo o de alta presión y considerable lavado del relleno de fisuras 0,33
Excepcionalmente alto caudal o presión de agua, reduciendo con tiempo. Causa lavado de material y posible desprendimiento
0,2‐0,1
Excepcionalmente alto caudal o presión de agua continua y sin reducción notable‐ Causa lavado de material y posible desprendimiento
0,1‐0,05
Nota: Incrementar Jw si la roca es drenada. No se consideran los problemas causados por la formación de hielo.
En el presente caso de estudio (Figura 16), este factor está en torno a 1 durante todo el
túnel, aunque se pueden observar varios picos con un valor de 0,66 y tan solo en una
sección este factor baja hasta un valor de 0,5. Esto indica que la excavación se ha realizado
en una zona bastante seca, excepto en secciones puntuales en las que se observa alguna
infiltración de agua con flujo ocasional.
0
0,2
0,4
0,6
0,8
1
1,2
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600 650 700 750 800 850 900
PK‐Jw
Figura 16. Gráfica PK-Jw
25
4.1.6 SRF
Esta variable representa un factor de reducción del esfuerzo (Stress Reduction Factor) y
se clasifica según la siguiente tabla (Tabla 7).
Tabla 7. Clasificación SRF
SITUACIÓN SRF
a) Zonas de debilidad en intersección de excavación que pueden causar debilitamiento del macizo de roca
Múltiples zonas de debilidad con una zona reducida de arcilla o roca químicamente desintegrada. Roca suelta, o secciones amplias de roca incompetente (blanda)
cualquier profundidad. Para deformación ver 6L y 6M.
10
Múltiples "shear zones" en zona de roca competente sin arcilla, pero rodeada con roca suelta
7,5
Única "shear zone" con o sin arcilla y con roca químicamente desintegrada (profundidad ≤50m)
5
Roca suelta, juntas abiertas, muy fracturada o estilo "sugar cube", etc. (cualquier profundidad)
5
Única "shear zone" con o sin arcilla y con roca químicamente desintegrada (profundidad ≥50m)
2,5
Nota: Reducir estos factores 25‐50% si afectan al plano de excavación
b) Problemas de tensiones en roca competente, masiva
σc/σ1 σθ/σc SRF
Bajo tensión, próximo a la superficie, juntas abiertas >200 <0,01 2,5
Tensión media, condición de tensión favorable 200‐10 0,01‐0,3 1
Alta tensión, juntas cerradas. Situación de estabilidad favorable. Puede ser desfavorable dependiendo en
orientación estreses, relativo a juntas y planos de debilidad
10 a 5 0,3‐0,4 0,5‐2 2‐5*
Moderada caída de rocas y/o desprendimientos en > 1hr en roca masiva
5 a 3 0,5‐0,66 5 a 50
Caída de rocas y desprendimiento del frente en pocos minutos en roca masiva
3 a 2 0,65‐1 50‐200
Desprendimiento mayor en frente y rápida deformación en roca masiva
<2 >1 200‐400
Notas: Para campo tensional muy anisotrópico (si está medido) cuando 5 ≤ σ1/σ3 ≤ 10, reducir σc a 0.75σc , cuando σ1/σ3 > 10, reducir a 0,5σc , donde σc resistencia a la compresión uniaxial, y σ1 y σ3 son las tensiones principales mayor y menor y σθ la máximo tensión tangencial. Cuando la profundidad hasta la bóveda es menor que el diámetro , se sugiere un incremento del SRF entre 2.5 y 5 para esos casos
c) Deformación plástica de roca incompetente sometida a alta presión σθ/σc SRF
Deformación plástica moderada 1 a 5 5 a 10
26
Deformación plástica severa >5 10 a 20
d) Roca deformable, deformación química en presencia de agua
Presión deformante suave 5 a 10
Presión deformable severa 10 a 15
En nuestro caso, este factor tiene el valor de 1 para todo el túnel, por lo que se considera
que toda la galería en su totalidad tiene una condición de tensión favorable (tensión
media).
4.1.7 Q
El índice Q de Barton se utiliza para poder clasificar cada tipo de roca en función de su calidad y se compone a partir de todos los parámetros descritos anteriormente, según la ecuación 7.
(7)
Donde, el primer cociente ( ) representa el tamaño de los bloques, el segundo
término ( ) corresponde a la resistencia al corte de los bloques y el último, ( )
está relacionado con el estado tensional del macizo rocoso.
La Figura 17 muestra la evolución de este parámetro a lo largo de toda la galería.
0
100
200
300
400
500
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600 650 700 750 800 850 900
PK‐Q
Figura 17. Gráfica PK-Q
27
Se puede observar que este valor se mantiene por debajo de 100 en todo el túnel excepto
en dos ocasiones puntuales que llega incluso a marcar un valor de 400. Para visualizar
mejor cómo evoluciona en el entorno de los 100 puntos reduciremos la escala, como se
muestra en la Figura 18.
En la Figura 18 se puede ver que predominan valores hasta 30, salvo en algunas ocasiones
que llega incluso a superar el valor de 50.
A partir de los valores de Q, Barton et al. (1995) estableció un sistema para determinar la
calidad de la roca. Este sistema ofrece información sobre el uso de la mina o excavación
(parámetro ESR) y la longitud de pernos adecuada a utilizar. La Figura 19 muestra las
denominaciones de esta clasificación en función del valor de Q establecido para cada
sección.
0
10
20
30
40
50
60
70
80
90
100
0 50 100 150 200 250 300 350 400 450 500 550 600 650 700 750 800 850 900
PK‐Q
Figura 18. Gráfica PK-Q ampliada
28
En nuestro caso, se ha podido clasificar la roca como pobre (D), media (C), buena (B) y
muy buena (A). Teniendo el 50% de las secciones catalogadas como roca buena, el 31%
como roca media, el 11% corresponde a roca de calidad pobre y tan solo el 8% de un total
de 166 pegas hace referencia a una calidad de la roca muy buena. (Figura 20)
8%
50%
31%
11%
Calidad de la roca
Clase A (muy buena)
Clase B (buena)
Clase C (media)
Clase D (pobre)
Figura 20. Clasificación de la calidad de la roca
Figura 19. Clasificación de la roca en función de Q
29
4.1.8 OTROS PARÁMETROS
También se han analizado otras variables relacionadas con la geología del terreno donde
se ha excavado la galería como son:
Litología de cada sección; se trata de gneis bandeado en casi la totalidad del túnel.
Medidas de refuerzo y soporte, donde; se especifica la clase de gunita y el espesor
de la misma que se emplea (varia de 8 a 12 cm), así como el tipo, longitud,
diámetro y número de bulones utilizados en cada sección (se emplean bulones de
3 y 4 metros de longitud, con 20 mm de diámetro).
No se emplean arcos armados en ningún punto de la obra.
Discontinuidades, se estudian las discontinuidades en cada sección en torno a las
familias de juntas que allí se encuentren. La Figura 21 muestra un ejemplo de este
tipo de esquemas.
Figura 21. Esquema de orientación de las juntas
30
4.2 PARTES DE VOLADURA
En cuanto a los partes de voladura de cada sección excavada, se han tenido en cuenta y
registrado diferentes parámetros que se detallan a continuación.
4.2.1 CONSUMO ESPECÍFICO
Se define como consumo específico al cociente entre los kilogramos de explosivo
utilizado y el volumen (m3) de roca movido en cada voladura. En la Figura 22 se puede
ver como evoluciona este parámetro a lo largo de todo el túnel, donde se observa una
ligera tendencia ascendente a medida que se avanza por las secciones del túnel, con
valores entre 2,4 y 3,2 kg/m3 de consumo específico, tan solo al final se observan dos
picos muy pronunciados que alcanzan valores en torno a 7 kg/m3.
00,40,81,21,62
2,42,83,23,64
4,44,85,25,66
6,46,87,27,6
27,4
48,35
69,1
86,5 98
109,3
125,6
147,7
162
179,9
195
216,3
242,2
267,4
300,4
323,6
347
370,5
379,1
396
413
437
452
472
500
522
542
564
576
599
618
640,3
664
687
711
733
756,6
782
798,1
822,2
810
PK‐Consumo específico
Figura 22. Gráfica PK-Consumo específico
31
4.2.2 VIBRACIONES
Hay dos tipos de limitaciones en cuanto a las vibraciones producidas al realizar las
voladuras en la excavación del túnel. En algunas zonas este valor se limita a 45 mm/s y
en otras a 20 mm/s. La Figura 23 muestra cómo evolucionan las vibraciones registradas
a lo largo de galería.
Se observa que las vibraciones cumplen con las restricciones en casi toda la obra, excepto
en una zona central del túnel donde estos parámetros exceden por mucho estos valores,
llegando a alcanzar vibraciones registradas de 260 mm/s aunque cabe mencionar que no
se sabe exactamente la posición de los sensores por lo que se desconoce su distancia a la
voladura.
4.2.3 OTROS PARÁMETROS
Además, en los partes de voladura registrados, se han considerado otras variables como
son:
Sección a excavar; se considera una sección nominal de 60 m2 en casi todo el
túnel.
Longitud de barreno; suele estar, salvo excepciones, en torno a los 5,5 metros.
020406080100120140160180200220240260280
27,4
48,35
69,1
86,5 98
109,3
125,6
125
162
179,9
195
216,3
242,2
195
304,1
328,3
351,8
370,5
379,1
396
413
437
452
472
500
522
545
555
572
595
614
636
660
682
707
729
751,6
776,4
795,1
817,1
840,6
PK‐Vibraciones
Figura 23. Gráfica PK-Vibraciones
32
Volumen de roca; en cada avance se registra el volumen de roca volada. Este
valor está alrededor de 300 m3 en cada voladura.
Tipo de explosivo; se utiliza emulsión en todo el túnel salvo en la zona inicial
que se emplea dinamita.
Masa de explosivo; en el inicio de la galería se emplea una masa de unos 400 kg
de explosivo por voladura pero una vez se han superado los primeros 100 metros,
se utilizan en torno a 800 kg de explosivo en cada avance. En la Figura 24 se
puede ver la evolución de la masa de explosivo empleada a lo largo del túnel.
Utilización de multiplicadores de pentolita (booster); como carga de fondo en
toda la obra.
Número y tipo de detonadores; la obra se lleva a cabo con detonadores no
eléctricos y se emplea un detonador por barreno.
Número y diámetro de barrenos; se realizan alrededor de 130 barrenos por
voladura de un diámetro de 48 mm en la gran mayoría del túnel.
0
200
400
600
800
1000
1200
1400
1600
27,4
52,6
77,3 95
106,7
143,2
154
174,4
195
221,4
253,5
267,4
282,8
304,1
319
333,8
347
365,3
379,1
399
421
447
466
500
528
544
568,8
591,3
614
640,3
670
697
724
751,6
782
803,7
832
PK‐Kg de explosivo
Figura 24. Gráfica PK-Kg de explosivo
33
5. CÁLCULO DE LA SOBRE-EXCAVACIÓN
Como ya se mencionó en el apartado 1, el objeto de este proyecto es el análisis de la
sobre-excavación producida y la evolución de esta variable en función de los parámetros
descritos en el capítulo 4 de este documento.
Se ha calculado la sobre-excavación como la diferencia entre la sección de diseño del
túnel y la sección excavada realmente. Determinando dicha diferencia se puede
determinar la sección de roca excavada que excede del diseño, factor muy importante que
afecta directamente al coste de la obra y a la seguridad e integridad de la misma.
Para ello, se han utilizado escáneres de la sección excavada, realizados cada 20 cm de
profundidad a lo largo del túnel. Dado que se conocen las coordenadas de cada perfil
escaneado y del perfil teórico de cada sección, se ha podido calcular, a través de un
algoritmo programado en el programa Matlab, la sobre-excavación producida en un total
de 2041 secciones correspondientes a un rango de puntos kilométricos (PK), desde el 321
hasta el 777,8 (Figura 11). Previamente se han descartado las secciones defectuosas por
tener magnitudes sin ningún sentido físico para el cálculo, las cuales hacen un total de 28
perfiles descartados.
El valor de área excavada por perfil se ha obtenido por medio de la función de poliárea
en Matlab, que calcula el área de un polígono cerrado por una serie de puntos. La
diferencia entre el área excavada y el área teórica dará el área sobre-excavada respecto
del área teórica. Dado que el escáner de la sección excavada no tiene en cuenta la parte
inferior, para obtener dicho polígono cerrado, se ha hecho coincidir el origen de la parte
inferior de la sección teórica con la excavada con el fin de poder hacer una correcta
comparación entre las dos secciones. Esta corrección se puede llevar a cabo ya que, el
área sobre-excavada resultante se expresa en forma de porcentaje respecto del área teórica
de cada sección tal y como muestra la ecuación 8.
%Á ∙ 100 (8)
Donde:
: Área total excavada, expresada en metros cuadrados
: Área teórica de la sección, expresada en metros cuadrados.
34
La ecuación 8 se ha aplicado a los diferentes perfiles digitalizados que forman el túnel.
En las figuras (Figura 25, Figura 26 y Figura 27 ) se pueden ver la totalidad de dichos
perfiles desde diferentes ángulos representados con Matlab a lo largo de toda la galería.
Se observa que hacia la parte final los perfiles excavados van descendiendo de cota para
luego aumentar bruscamente. La comparación de todos estos perfiles con el perfil teórico
se ha llevado a cabo al añadir la cota (coordenada Y) de cada sección excavada al perfil
teórico correspondiente. A modo de simplificación, los dos tramos de secciones
analizados, según se indica en la Figura 11 (del PK 321 al 519 y del 559 al 777,8), se han
representado uno a continuación del otro.
Figura 25. Conjunto de perfiles del túnel. Angulo intermedio
35
Figura 26. Conjunto de perfiles del túnel. Alzado
Figura 27. Conjunto de perfiles del túnel. Perfil derecho
36
Los valores de sobre-excavación calculados en el rango de puntos kilométricos
mencionados anteriormente van desde el 14,68 % hasta el 77,11 % del área teórica. El
mínimo de porcentaje de sobre-excavación se alcanza en el punto kilométrico 486,8 y el
máximo en el 777,8, cabe destacar que este parámetro aumenta de manera excesiva al
final de las secciones evaluadas (en torno al 70 %) debido al comienzo de la curva, por
lo que estas magnitudes no se tendrán en cuenta en cálculos posteriores. La sección
excavada media de todas las secciones es de 27,97 % con una desviación típica de 7,42.
En la Figura 28 se representan los valores de sobre-excavación obtenidos a lo largo del
túnel.
Con el objetivo de comparar los datos de área excavada con los parámetros de
caracterización de la roca y voladura para cada pase, se ha calculado la sobre-excavación
media de cada avance. Para ello, se ha calculado el valor promedio de las sobre-
excavaciones obtenidas entre avances, ya que los datos de sobre-excavación son cada 20
cm y los de avance cada varios metros.
Los avances de cada voladura se han obtenido según el punto kilométrico con el que se
nombran los partes de voladura y de geología, cuyos valores están localizados
topográficamente. Según estos partes, cada pase tiene un avance medio de 4,6 m, por lo
que se ha optado por considerar válidos los avances hasta un metro por encima de dicho
valor promedio, es decir, para los avances superiores a 5,6 m se han considerado solo las
0
10
20
30
40
50
60
70
80
321
331,2
341,2
351,2
361,4
371,4
384,2
394,2
404,2
414,2
424,2
434,2
446
456
466
476
486
496,2
506,2
516,2
559,2
569,2
579,2
593
603
613
627,8
637,8
647,8
660,4
669,2
678,8
688,8
701,8
711,8
721,8
731,8
742,6
754,8
764,8
774,8
PK ‐ Sobre‐excavación
Figura 28. Gráfica PK – Sobre-excavación
37
secciones correspondientes a los 4,6 primeros metros, descartando las demás secciones
por considerar, ya que el exceso de avance se debe a una ausencia de datos en ese intervalo
de puntos kilométricos.
Con todo esto, se han representado en un gráfico los valores promedio de sobre-
excavación en cada uno de los avances analizados. Este resultado se puede ver en la
Figura 29.
A partir de estos resultados se tiene una sobre-excavación máxima de 48,14 %
correspondiente al avance del punto kilométrico 771 y un valor mínimo de 17,19 % en
el punto 481,3. El valor medio de sobre-excavación de todos los avances se sitúa en 27,01
% con una desviación típica de 6,39.
Es importante destacar que los principales picos de sobre-excavación de la Figura 29
observados en la parte inicial de la galería, se corresponden aproximadamente con los
puntos kilométricos 360, 415 y 445 del túnel, los cuales están situados en las entradas E4,
Biohall 5 y Biohall 6 respectivamente, como se puede observar en el plano del túnel
(Figura 10). Se sabe, por los partes de voladura que estas entradas se realizaron más o
menos en las mismas fechas que las voladuras de avance correspondientes a estos puntos
kilométricos, por lo que esto podría dar una explicación a que en esas zonas se den los
valores más altos de sobre-excavación de todo el túnel. En el caso del punto 559,8, el pico
representado se puede relacionar con el exceso de sección como resultado del final de la
primera curva.
0
10
20
30
40
50
60
323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación media (%)
Figura 29. Gráfica PK – Sobre-excavación media de cada avance
38
6. RESULTADOS Y ANÁLISIS
A continuación se muestran los resultados obtenidos al comparar la sobre-excavación
calculada con los siguientes parámetros a lo largo del túnel.
6.1 Q DE BARTON
Se ha realizado un análisis comparativo para ver como varía la sobre-excavación en
función de la Q de Barton del terreno, es decir, en función de cambios geomecánicos en
la roca. En la Figura 30, se muestra la variación del parámetro Q a lo largo del túnel en
comparación con la sobre-excavación obtenida en cada pase de voladura.
Observando esta gráfica (Figura 30) se pueden apreciar zonas de bajos valores del
parámetro Q de Barton (peor calidad de la roca) con secciones de alta sobre-excavación
y al contrario, los valores más bajos de sobre-excavación se dan en los puntos en los que
hay un Q más elevado (buena calidad de la roca). Precisamente en los picos de sobre-
excavación mencionados al final del capítulo anterior se dan los valores de Q más bajos,
apenas ascienden a un valor de 5.
Se observa también un pico importante en la Q en torno al punto kilométrico 378. Es en
ese punto donde se encuentra la mayor calidad de la roca de todas las muestras del túnel
alcanzando un valor de 50 y se corresponde con los valores de sobre-excavación más
bajos, en torno al 20 % del área teórica total.
Los resultados obtenidos hacen indicar una posible correlación entre la calidad de la roca
y la sobre-excavación generada.
0
10
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40
50
60
70
0
10
20
30
40
50
60
323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación(%) ‐ Q
Sobre‐excavación Q
SE Q
Figura 30. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Q
39
6.2 GUNITADO Y BULONES
En primer lugar se ha comparado la sobre-excavación producida a lo largo del túnel con
el espesor de gunita que se ha utilizado para cada sección (Figura 31).
Se observa una cierta correlación entre el gunitado empleado y la sobre-excavación
producida ya que en la Figura 31 se puede ver que uno de los valores más altos de espesor
de gunita, unos 12 cm, se da en uno de los puntos donde mayor sobre-excavación se
produce a lo largo del túnel (alrededor de 36%), correspondiente al punto kilométrico
442. También en la parte final del túnel se observa como la gráfica de espesor de gunita
vuelve a tomar valores altos correspondiendo a una subida en la curva que representa la
sobre-excavación. No obstante, el valor predominante de espesor de gunita es de 8 cm y
se da en más del 90% de las secciones.
Por otra parte se ha comparado el número de bulones empleados para el sostenimiento de
las paredes del túnel con la sobre-excavación producida, como se observa en la Figura
32.
0
2
4
6
8
10
12
14
0
10
20
30
40
50
60
323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación (%) ‐ Gunita
Sobre‐excavación Gunita (cm)
SE Espesor de gunita
Figura 31. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Gunita
40
A pesar de los pocos datos recogidos sobre el número de bulones empleados en cada pase
de voladura, se puede ver cierta tendencia de esta curva de seguir a la curva de variación
de sobre-excavación en la parte inicial, es decir hasta el punto kilométrico 455
aproximadamente. A partir de aquí no se observa una correlación clara entre ambas
curvas. En casi todas las secciones se emplea un número de bulones de entre 7 y 18,
habiendo solo dos secciones donde se usan más de 20 bulones (466 y 620).
0
5
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20
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0
10
20
30
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323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación (%) ‐ Bulones
Sobre‐excavación Bulones
SE Número de bulones
Figura 32. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Bulones
41
6.3 VIBRACIONES
Otra variable importante en el análisis de las voladuras son las vibraciones producidas
por la detonación del explosivo. Este parámetro se ha analizado y comparado, también,
con respecto a la sobre-excavación producida. En la Figura 33 se representan las
vibraciones, expresadas en milímetros por segundo, producidas a lo largo del túnel junto
con las medidas de sobre-excavación.
Se puede observar que las medidas más altas de sobre-excavación no se corresponden
exactamente con los picos de vibraciones por lo que no se puede asegurar que haya una
relación directa entre estos dos parámetros. La medida más alta de vibraciones se da en
el punto kilométrico 370,5 y alcanza un valor de 260 mm/s. Esta medida aparece justo
después de la entrada E4 donde se obtiene uno de los valores más altos de sobre-
excavación pero como se puede observar en el gráfico no llegan a coincidir las dos curvas
en ese punto.
Por otra parte, comparando las vibraciones de la roca con el consumo específico, como
muestra la Figura 34, se puede ver que las vibraciones alcanzan los valores más altos en
la zona inicial del túnel donde el consumo específico es un poco más pequeño y que hacia
el final del túnel aumenta ligeramente el valor del consumo y las vibraciones en este caso
toman los valores más pequeños. El hecho de no disponer de datos de distancia de los
0
50
100
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300
0
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323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación(%) ‐ Vibraciones
Sobre‐excavación Vibraciones
VibracionesSE
Figura 33. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación - Vibraciones
42
sensores a las voladuras impide analizar en más detalle los valores de vibraciones
resultantes que probablemente vendrán determinados por este parámetro.
6.4 CALIDAD DE LA ROCA
Se ha clasificado cada sección en función del valor de la Q de Barton, asignándole una
categoría dependiendo de la calidad de la roca tal y como muestra la siguiente tabla (Tabla
8). Se dispone de 40 secciones con una clasificación buena, 23 secciones de una categoría
media, 9 clasificadas como pobres y tan solo 4 secciones de la categoría muy buena.
Tabla 8: Clasificación del tipo de roca por categorías
Q Tipo de roca Categoría
1-4 D 4 (pobre)
4-10 C 3 (media)
10-40 B 2 (buena)
40-1000 A 1 (muy buena)
0
50
100
150
200
250
300
0
0,5
1
1,5
2
2,5
3
3,5
4
323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Consumo específico ‐ Vibraciones
Carga específica Vibraciones
Consumo específico Vibraciones (mm/s)
Figura 34. Gráfico comparativo PK – Consumo específico - Vibraciones
43
Se ha realizado una evaluación de la sobre-excavación que se obtiene para cada una de
estas categorías resultando que los valores de sobre-excavación son ligeramente
superiores cuando se tiene una calidad de la roca pobre (categoría 4). Este resultado se
muestra en un gráfico de barras representado en la Figura 35.
Figura 35. Gráfico de barras Calidad de la roca – Sobre-excavación
Se puede ver que hay una ligera caída en los valores de sobre-excavación desde la
categoría 1 (roca muy buena) hasta la categoría 3 que marca el mínimo con un 23,9 % y
después un fuerte crecimiento en la categoría 4 (roca pobre) que marca el valor promedio
máximo con un 30,4 %. Estos resultados indican que además de la calidad de la roca hay
otros factores detrás de la sobre-excavación resultante.
0
5
10
15
20
25
30
35
1 2 3 4
27,726,2
23,9
30,4
Calidad de la roca‐ sobre‐excavación (%)
44
6.5 CONSUMO ESPECÍFICO
Por otra parte, se ha comparado la sobre-excavación con el consumo específico de
explosivo en cada voladura expresado en kilogramos de explosivo por metro cúbico de
roca.
En este caso se ha podido observar una relación entre los dos parámetros puesto que,
como se muestra en la Figura 36, se ve una cierta tendencia creciente de las dos curvas en
paralelo hacia la zona final de la galería, alcanzándose en esa zona un valor máximo de
3,6 kg/m3.
Si bien, cabe destacar que particularmente no se observa ningún comportamiento singular
en la curva de consumo específico en los puntos donde la sobre-excavación es máxima,
sino que esta permanece de manera bastante constante en torno a los 2,8 kg/m3 con cierta
tendencia ascendente, como ya se ha mencionado anteriormente.
En cuanto al consumo específico, también se ha analizado como varía en función de la
calidad de la roca observándose que este consumo disminuye muy ligeramente en las
secciones categorizadas con peor calidad de roca, como muestra la Figura 37.
0
0,5
1
1,5
2
2,5
3
3,5
4
0
10
20
30
40
50
60
323,6
339,1
351,8
365,3
376,5
382
392
400,3
408,3
417,3
427
437
452
466
477,2
486,3
500
505
514
520
559,8
572
581
595
604,9
614
627
640,3
654
664
677
687
702
715,3
729
743,2
756,6
771
PK ‐ Sobre‐excavación(%) ‐ Consumo específico
Sobre‐excavación Carga específica
Consumo específicoSE
Figura 36. Gráfico comparativo PK – Sobre-excavación – Consumo específico
45
Esta variable toma un valor de 2,9 kg/m3 en secciones con calidad de roca muy buena y
baja a 2,7 kg/m3 en rocas pobres.
6.6 AVANCE
Por último, se ha analizado también como se realiza el avance en función de la
clasificación de la roca en cuanto a su calidad. La Figura 38 muestra un gráfico
comparativo entre tipo de roca y magnitud promedio de todos los avances en las secciones
que pertenecen a esa clasificación.
Figura 38. Gráfico de barras Tipo de roca – Avance
4
4,1
4,2
4,3
4,4
4,5
4,6
4,7
1 2 3 4
Tipo de roca ‐ Avance
2,9
2,8
2,84
2,7
1 2 3 4
Tipo de roca ‐ Consumo específico
Figura 37. Gráfico de barras. Tipo de roca – Consumo específico
46
También se ha realizado una comparación entre el avance real de cada sección y la
longitud de los barrenos. En la siguiente tabla (Tabla 9) se puede ver el promedio de
diferencias entre las dos magnitudes mencionadas anteriormente para cada tipo de roca
así como la desviación típica de esas medidas.
Tabla 9. Comparación Tipo de roca – Desviación típica
Tipo 1 2 3 4 Diferencia media 0,475 0,631 0,359 0,416 Desviación típica 0,689 0,704 0,481 0,348
Estableciendo, por tanto, que cuanto peor es el tipo de roca, más uniforme es el avance y
mejor se avanza, puesto que es en estos casos donde la desviación típica tiene los valores
más bajos.
47
7. CONCLUSIONES
El proyecto se centra en el estudio del daño producido en la roca en una construcción
subterránea correspondiente a la ampliación de una planta de tratamiento de aguas
residuales en Noruega. Se ha analizado gran parte de la galería principal de la obra (unos
450 metros de túnel en total).
Para realizar el estudio se han digitalizado todos los datos de la geología del terreno,
analizando en cada pase de voladura: los índices Q de Barton y RQD, la litología del
terreno, el número de juntas y la posición de las mismas en el macizo rocoso, la presencia
de agua y el sostenimiento empleado para cada caso (espesor de gunita y bulones
utilizados) pudiendo así clasificar la calidad de la roca para cada avance.
Por otro lado también se han recogido diversos datos de todos los partes de voladura de
cada avance, centrándose de una manera más exhaustiva en: la cantidad de explosivo
utilizado, el consumo específico medido en kg/m3, las vibraciones producidas, la longitud
de barreno empleada, el número de barrenos necesarios para cada voladura y el volumen
de roca excavada en cada caso.
Posteriormente se ha calculado la sobre-excavación producida en cada pase de voladura
a través del análisis de los perfiles digitalizados de cada avance. Se ha establecido la
sobre-excavación en forma de porcentaje, comparando el perfil excavado real y el perfil
teórico.
Con todos estos datos se han relacionado las características del terreno y las condiciones
de cada voladura con la sobre-excavación producida, llegando así a determinar qué
factores afectan en mayor medida la sobre-excavación generada post-voladura.
Los resultados que arroja este análisis se resumen de la siguiente manera:
Hay una correlación entre la calidad de la roca y los valores de sobre-excavación
de cada sección del túnel puesto que los valores más bajos de sobre-excavación
se dan en los puntos con un índice Q más elevado (mejor calidad de la roca). En
los picos de sobre-excavación correspondientes a las entradas de E4, Biohall 5 y
Biohall 6, este índice apenas alcanza un valor de 5 y por el contrario, el punto con
una sobre-excavación más baja (en torno al 10 %) se da en el punto kilométrico
378 con un valor del índice Q de 50.
48
Uno de los picos más altos de sobre-excavación se corresponde con la zona donde
mayor espesor de gunita se utiliza en el sostenimiento del túnel.
En general no se puede establecer una correlación clara entre los valores de sobre-
excavación y el número de bulones empleados en cada sostenimiento con los datos
disponibles.
En cuanto a las vibraciones registradas en cada voladura, tampoco se observa una
correlación con la sobre-excavación producida. Cabe destacar que hay dos límites
de vibraciones permitidos a lo largo del túnel. La comparación entre vibraciones
y consumo específico de explosivo tampoco describe una relación significativa.
Al clasificar cada sección por categorías en función de la calidad de la roca se
obtienen: 40 secciones con una clasificación buena, 23 secciones de una categoría
media, 9 clasificadas como pobres y tan solo 4 secciones de la categoría muy
buena. Se observa que en las secciones de categoría pobre se obtiene una sobre-
excavación media de más del 30 %, lo que supone un valor ligeramente superior
que en el resto de categorías.
Al comparar la magnitud de consumo específico en cada sección con la sobre-
excavación producida, se observa en las dos curvas (Figura 36) una tendencia
creciente hacia el final de las secciones estudiadas. Por otro lado, no hay una clara
correlación entre las dos magnitudes puesto que se tienen picos de sobre-
excavación donde no se aprecian grandes variaciones en el consumo específico.
Esto refuerza la idea de que la sobre-excavación está condicionada por la calidad
de la roca y por la cantidad de explosivo utilizada.
Se puede decir que el consumo específico disminuye muy ligeramente en las
secciones categorizadas con peor calidad de roca. Pero se puede concluir que la
calidad de la roca no se ha tenido en cuenta en el diseño y carga de la voladura
debido a que en las rocas de categoría 3 nos encontramos más consumo específico
que en la de categoría 2.
En cuanto al avance producido, los valores más altos de avance se dan
mayoritariamente en las secciones con una calidad de roca peor y también se
observa que la desviación típica en la comparación entre avance y longitud de
barreno es menor en dichas secciones. Se puede decir, por tanto, que cuanto peor
es el tipo de roca, más uniforme es el avance y mejor se avanza.
49
8. BIBLIOGRAFÍA
Kim Y; Bruland A. (2015). Tunnelling and Underground Space Technology. A study on the establishment of Tunnel Contour Quality Index considering construction cost.
Kim Y; Bruland A. (2010). Rock Fragmentation by Blasting. A study on the estimation of the Tunnel Contour Quality Index in a drill and blast tunnel. Norwegian University of Science and Technology.
Kim Y; Bruland A; Bae G. Effects of Drilling and geological parameters on contour quality in a drill and blast tunnel. Department of a Civil and Transport Enginnering, Norwegian University of Science and Technology.
Kim Y; Moon H. (2012). Tunnelling and Underground Space Technology. Application of the guideline for overbreak control in granit rock masses in Korean tunnels.
S. K. Mandal; M. M. Singh (2008). Evaluating extent and causes of overbreak in tunnels. Blasting Department, Central Institute of Mining and Fuel Research, Dhanbad, India.
Bongiorno F. Índice de calidad de la roca RQD. Clasificación de los macizos según Barton, Bieniawski y Hoek y Brown. Universidad de los Andes.
Norwegian Public Road Administration (2004). Road Tunnels.
Costamagna E. (2016). Quality control of D&B tunnelling profile with scanning systems. Politecnico di Torino.
Instituto Geominero Tecnológico de España (1994). Manual de perforación y voladura de rocas.
EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRANEAS DOCUMENTO Nº2: ESTUDIO ECONÓMICO
51
ESTUDIO ECONÓMICO
En este documento se lleva a cabo el estudio económico de todos los costes que han tenido
lugar para desarrollar el proyecto, para ello se partirán de las siguientes premisas:
- Hemos sido contratados por la empresa que realiza la obra para llevar a cabo un
análisis de la calidad del túnel. Dado que los datos se nos han proporcionado sin
coste alguno no se incluirán en el presupuesto del proyecto.
- La dedicación del personal implicado en este proyecto se considerará que es la de
un graduado, estudiante de máster.
Con esto se establece la siguiente relación de costes:
Licencia de Matlab para uso individual: 2000 €
Personal: Un titulado de grado trabajando una media de unas 5 horas por semana
durante 25 semanas. Se establece un sueldo de 35 € por hora de trabajo.
5 25 35€ 4375€
Ordenador: 900 €
Suponiendo un coste total del proyecto de: 7275 €
