Clasificación del macizo rocoso

Introducción:

Durante las etapas de diseño preliminar y de factibilidad de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre el macizo rocoso y las características de esfuerzos e hidrología son disponibles, el uso de un esquema de clasificación puede ser considerado beneficioso. Desde el punto de vista más simple, esto puede implicar el uso del esquema de clasificación como un lista de chequeo (check-list) para asegurar que toda información relevante haya sido considerada. Al otro extremo del espectro, uno o máas esquemas de clasificación pueden ser usados para construir una imagen de de la composición y características del macizo rocoso para dar estimados iniciales de los requerimientos de soporte y de las propiedades de esfuerzo y deformación del macizo rocoso.

Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación del macizo rocoso no reemplaza algunos de los más elaborados procedimientos de diseño. Sin embargo, el uso de estos procedimientos requiere el acceso a una información relativamente detallada de los esfuerzos in situ, las propiedades del macizo rocoso y de una planificada secuencia de excavación, estando ninguna de estas informaciones disponible en una etapa temprana del proyecto. A medida que esta información es disponible, el uso de la clasificación del macizo rocoso debiera ser actualizado y usado en conjunto con los análisis específicos del lugar.

Clasificación ingenieril del macizo rocoso:

Los esquemas de clasificación han sido desarrollados por casi 100 años Ritter (1879)intentó formalizar una aproximación empírica al diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos de soporte. Mientras los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si son usados dentro de los límites de los casos históricos para los que fueron desarrollados, se debe tener una considerable cautela al aplicar la clasificación del macizo rocoso a otros problemas de ingeniería de roca.

Los resúmenes de algunos importantes sistemas de clasificación serán mostrados en este y subsiguientes capítulos, y aunque cada intento ha sido hecho para presentar toda la información pertinente de los textos originales, hay numerosas notas y comentarios que no pueden ser incluidos. El lector interesado debiera hacer un esfuerzo plicabilidad y limitaciones de cada sistema.

La mayor parte de los esquemas multiparámetros (Wickham et al (1972)Bieniawski (1973, 1989) y Barton et al (1974)) fueron desarrollados de casos históricos de ingeniería civil en los que todos los componentes de las características geológicas ingenieriles del macizo rocoso fueron incluidos. En minería subterránea de roca dura, sin embargo, especialmente en niveles profundos el intemperismo y la presencia de agua en el macizo rocoso pueden no ser significativos y por lo tanto ignorados. Los diferentes sistemas de clasificación ponen diferente énfasis en los distintos parámetros y se recomienda que por lo menos dos métodos sean usados en todo lugar durante las etapas tempranas del proyecto.

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Clasificación del macizo rocoso según Terzagui

La más temprana referencia al uso de clasificaciones del macizo rocoso para el diseño de un Túnel es en un trabajo técnico de Terzaghi (1946) en el cual la carga de roca, realizada por arcos de acero, es estimada en la base de una clasificación descriptiva. Mientras que hubiera un propósito no muy útil al incluir detalles de la clasificación de Terzaghi en esta discusión sobre diseño de soporte, es interesante examinar las descripciones del macizo rocoso incluidas en el trabajo original, porque el muestra atención a las características que dominan el comportamiento del macizo rocoso, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza dominante. La definición clara y concisa y los comentarios prácticos incluidos en esas descripciones son buenos ejemplos del tipo de información de ingeniería geológica que es la más útil para el diseño de ingeniería.

Citas de las descripciones de Terzaghi (tomadas directamente de su trabajo) son:

Intact la roca no contiene ni juntas ni grietas. Por lo tanto, si se rompe, se rompe a lo largo de una roca sólida. Teniendo en cuenta el ño debido a la voladura, desprendimientos pueden darse desde el techo varias horas o días después de disparo. Esto es conocido como condición de desprendimiento. La roca intacta y dura puede encontrarse en la condición de descascaramiento y relaciona el abrirse de la roca de manera espontánea y violenta desde los hastiales.

La roca estratificada se compone de estratos individuales con poca o ninguna resistencia a la separación a lo largo de los límites entre estratos, que pueden o no ser debilitados por fallas transversales. En tales rocas la falla por desprendicmiento es común.

Rocas con juntas moderadas contienen juntas y grietas pero los bloques entre las juntas están trabados que no es necesario soporte lateral. En rocas de este tipo, ambas condiciones de desprendimiento o estallido pueden ocurrir.

Roca en bloques consiste en fragmentos intactos o casi intactos que han sido separados enteramente e trabados imperfectamente. En estos casos es necesario soporte lateral.

Roca Molida pero químicamente intacta. Si la mayor parte de los fragmentos son tan pequeños como granos finos de arena y no se ha llevado a cabo una recementación, la roca molida bajo la napa freática exhibe propiedades de arena mojada.

Roca Extrusiva lentamente avanza en el túnel sin un incremento perceptible de volumen, Un prerequisito para la extrusividad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y sub-microscópicas de minerales micáceos o arcillosos con una baja capacidad de expansión.

Roca Expansiva la roca avanza dentro del túnel principalmente. La capacidad de expansión parece estar limitada a las rocas que contienen minerales de arcilla como la monmorillonita, con gran capacidad de expansión

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Clasificaciones que involucran el tiempo de Autosostenimiento

Lauffer (1958) propuso que el tiempo de autosostenimiento para determinado ancho no soportado está relacionado a la calidad del macizo rocoso en el que la abertura es excavada. En un túnel, la abertura no sostenida se define como el ancho del túnel o la distancia entre la caras de la roca y el soporte más cercano, si es que es más grande que el ancho del túnel. La clasificiación original de Lauffer ha sido modificada desde su primera versión por un gran número de autores, entre los que destacan Pacher et al (1974), y en la actualidad forman parte de la Nuevo Método Austríaco de Tunelería.

El significado del concepto de tiempo de autosostenimeinto es que un incremento de en el ancho del túnel lleva a una reducción del tiempo disponible para la instalación del soporte. Por ejemplo, un túnel piloto pequeño puede ser exitosamente construido con un soporte mínimo, mientras un túnel mayor en el mismo macizo rocoso puede no seer estable sin la instalación inmediata de un soporte substancial

El Nuevo Método Austríaco de Tunelería incluye un determinado número de técnicas para tunelería en condiciones seguras en roca cuyas condiciones son de un tiempo de abertura estable es limitada antes que la falla ocurra. Estas técnicas incluyen el uso de pequeñas aberturas y terrazas o el uso de múltiples terrazas para formar un arco reforzado dentro del cual el túnel como tal puede ser excavado. Estas técnicas son aplicables en rocas suaves como arcillas, filitas y lutitas en las cuales problemas de expansión o extrusión como los descritos por Terzaghi (ver arriba), pueden ocurrir. Las técnicas son también aplicables cuando se hace tunelería en roca excesivamente fracturada, pero un mayor grado de cuidado debe ser tomado cuando se está con roca dura en que los mecanismos de falla pueden deberse a diferentes razones.

Al diseñar el soporte de roca para excavaciones en roca dura es prudente asumir que la estabilidad del macizo rocoso alreededor de la excavación no es dependiente del tiempo. De aquí que si una cuña definida estructuralmente está expuesta en el techo de la excavación, esta caerá tan rápido como su soporte de roca sea removido. Esto puede ocurrir en el momento del disparo o durante la operación de desatado subsecuente. Si es requerido mantener la cuña en su lugar o mejorar el margen de seguridad, es esencial que el soporte sea instalado lo más tempranamente posible, preferiblemente antes de que la roca que soporta la cuña sea totalmente removida. Por otro lado, en una roca sometida a esfuerzos muy grandes, la falla será inducida por algún cambio en el campo de esfuerzos que rodea la excavación. La falla puede ocurrir gradualmente y manifestarse como desplomes o aberturas violentas o puede ocurrir repentinamente en la forma de estallido de roca. En cualquiera de los casos el diseño del soporte debe tomar en cuenta el cambio del campo de esfuerzos en vez del tiempo de estabilidad ('stand-up') de la excavación.

Índice de designación de la Calidad de Roca (RQD)

El índice de la Designación de la Calidad de la Roca (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al (1967) para dar un estimado cuantitativo de la calidad del macizo rocoso a a partir de los testigos de perforación diamantina. El RQD es definido como el porcentaje de trozos de roca intactos mayores a 100 mm (4 pulgadas) con respecto a la longitud total del testigo. El testigo debiera ser por lo menos de un tamaño NW (54.7 mm o 2.15 pulgadas en diámetro) y debiera

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ser perforado con un barreno de doble tubo. El procedimiento correcto para la medida de la longitud de los trozos y el cálculo del RQD son resumidos en la Figura 1.

Figura 1: Procedimiento para la medición y cálculo de RQD (De Deere, 1989).

Palmström (1982) sugirió que cuando no había testigo disponible pero había trazas de las discontinuidades visibles en las superficies expuestas o en las trincheras de exploración, el RQD podría ser estimado a partir de un número de discontinuidades por unidad de volúmen. La relación sugerida para macizos rocosos libres de arcilla es:

donde Jv es la suma del número de juntas por unidad de longitud para todas los grupos de juntas (discontinuidades) en el conteo volumétrico de juntas.

El RQD es un parámetro dependiente direccionalmente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo de la orientación del taladro. El uso del conteo volumétrico de juntas puede ser más útil al reducir la dependencia direccional.

Se entiende que el RQD se usa para representar la calidad del macizo rocos in situ. Cuando se usa un testigo diamantino se debe tener mucho cuidado para discernir entre las fracturas generadas por el manipuleo o perforación y las naturales. Cuando se usa las relaciones de Palmström para el mapeo de exposición, las fracturas generadas por la voladura no deben ser incluidas en los estimados de Jv.

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El RQD de Deere ha sido ampliamente usado principalmente en Norte América en los últimos25 años. Cording y Deere (1972), Merritt (1972) y Deere y Deere (1988) han intentado relacionar el RQD a los factores de carga de Terzaghi y a los requerimientos de pernos en túneles. En el contexto de esta discusión, el principal uso del RQD es como un componente del RMR (see (Rock Mass Rating)) y del Q (see Indice de Calidad de Roca para Túneles).

Rango de Estructura de la Roca (RSR)

Wickham (1972) describió un método cuantitativo para describir la calidad del macizo rocoso y para seleccionar el soporte necesario en base al sistema de clasificación Rango de Estructura de la Roca (RSR). La mayor parte de los casos históricos, usados en el desarrollo de este sistema, fueron para túneles relativemente pequeños soportados por medio de cerchas de acero, aunque históricamente el sistema fue el primero en hacer referencia al soporte con shotcrete. A pesar d eesta limitación es útil revisar el sistema RSR dado que demuestra la lógica desarrollada en un sistema de clasificación de macizo rocoso de manera cuasi-cuantitativa.

Lo significativo del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que introduce el concepto de rango para cada componente listado seguidamente para llegar a un valor numérico de RSR = A + B + C.

1. Parámetro A, Geología: Apreciación General de la estructura gelógica en base a:

a. Tipo de origen de la roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria)b. Dureza de la roca (dura, media, suave, descompuesta)c. Estructura Geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente fallada/plegada, intensamente fallada/plegada)

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

a. Espaciamiento de las juntasb. Orientación de las juntas (rumbo y buzamiento)c. Dirección del avance del túnel

3. Parámetro C: Efecto del flujo de agua y de la condición de las juntas en base a:

a. Calidad general de la roca en base a A y B combinadosb. Condición de las juntas (buena, regular, pobre)c. Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por cada 1000 pies de túnel)

Se debe notar que la clasificación RSR usa unidades Imperiales y estas unidades serán usadas en esta discusión.

Tres tablas del trabajo de Wickham et al's 1972 son reproducidas en: Tabla 1, Tabla 2and Tabla 3. Estas tablas pueden ser usadas para evaluar los rangos de cada uno de estos parámetros para llegar a obtener el valor del RSR máximo (el RSR máximo = 100).

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Tabla 1: RSR: Parámetro A : Geología General del Area

Tipos Básicos de Roca

Estructura GeológicaDur

aMed

iaSuave

Descompuesta

Ignea 1 2 3 4

Masiva

Ligeramente

Plegada oFallada

Moderadamente

Plegada oFallada

Intensivamente

Plegada oFallada

Metamórfica 1 2 3 4

Sedimentaria 2 3 4 4

Tipo 1 30 22 15 9

Tipo 2 27 20 13 8

Tipo 3 24 18 12 7

Tipo 4 19 15 10 6

Tabla 2: RSR: Parámetro B: Patrón de Juntas, Dirección del Avance

Espaciamiento

Promedio de las Juntas

Rumbo perpendicular al Eje Rumbo || al eje

Dirección del Avance Dirección del Avance

Both Con el buzamiento

Contra el buzamiento Cualquier dirección

Buzamiento de Juntas Importantes a Buzamiento de Juntas Importantes

Planas

Conbuzamie

nto (inclina

das)

Verticales

Conbuzamie

nto (inclina

das)

Verticales

Planas

Conbuzamie

nto (inclina

das)

Vertical

1. Juntas muy cerradas, < 2 in

9 11 13 10 12 9 9 7

2. Juntas cerradas, 2-6 in

13 16 19 15 17 14 14 11

3. Moderadamente con juntas, 6-12in

23 24 28 19 22 23 23 19

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4. Moderada a en forma de bloques, 1-2 ft

30 32 36 25 28 30 28 24

5. En forma de bloques a masiva, 2-4ft

36 38 40 33 35 36 24 28

6. Masiva, > 4 ft 40 43 45 37 40 40 38 34

a Buzamiento: plano: 0-20; Buzamiento: 20-50; y vertical: 50-90

Tabla 3: RSR: Parámetro C: Agua Subterránea, Condciones de Juntas

Flujo de agua anticipado

gpm/1000 ft de túnel

Suma de Parámetros A + B

13 - 44 45 - 75

Condición de Juntas b

Buena Regular Pobre Buena Regular Pobre

Ninguna 22 18 12 25 22 18

Ligera, < 200 gpm 19 15 9 23 19 14

Moderada, 200-1000 gpm 15 22 7 21 16 12

Mayor, > 1000 gpm 10 8 6 18 14 10b Condiciones de las juntas: buena = apretada o cementada; regular = ligeramente intemperizada o alterada; pobre = severamente intemperizada, alterada o abierta

Por ejemplo,una roca dura metamórfica que está ligeramente plegada o fallada tiene un rango del valor A = 22 (de la Tabla 1). El macizo rocoso es moderadamente fracturado, con juntas con rumbo perpendicular al eje del túnel que tiene una orientación este-oeste y buza entre 20° y 50°. La tabla 2 da el rango de valores B = 24 para el avance con el buzamiento (definido en el croquis del margen).

El valor de A + B = 46 y esto significa que para juntas en condición buena (ligeramente intemperizadas y alteradas) y un flujo de agua moderado de 200 a 1000 galones por minuto, la Tabla 3 da un rango de valores de C = 16. De aquí, el valor final del RSR = A+ B + C = 62.

Un grupo típico de curvas de predicción para un túnel de 24 pies de diámetro son dadas en la Figura 3 que muestra que, para el RSR de 62 determinado arriba, el soporte preventivo sería de 2 pulgadas de espesor de shotcrete y pernos de roca en diámetros de 1 pulgada espaciados 5 pies. Como se indicó en la figura, las cerchas debieran estar espaciadas a más de 7 pies y no deberían ser consideradas una solución práctica para el soporte de este túnel

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Figura 2: RSR estimados de sostenimiento para diámetros de 24 ft. (7.3 m) en un túnel circular. Observe que los pernos de roca y el shotcrete son generalmente usados en conjunto. (After Wickham et al 1972).

Para el mismo tamaño de túnel en un macizo rocoso con un RSR = 30, el tipo de soporte podría ser de arcos de acero de 8 WF 31 (8 pulgadas de profundidad con una sección de 1 pulgada pesando 31 libras por pie) espaciadas 3 pies feet, o por 5 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de con taladro de 1 pulgada de diámetro, espaciados 2.5 pies. En este caso es probable que las cerchas de acero sea más barata que la usada con pernos de roca y shotcrete.

Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente usado actualmente, el trabajo de Wickham entre otros jugó un significativo rol en el desarrollo de los esquemas de clasificación que se discutirán en las siguientes sesiones.

RMR (Rock Mass Rating)

Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación del macizo rocoso llamado la Clasificación Geomecánica (RMR) (Rock Mass Rating). Pasados los años este sistema ha sido refinado exitosamente a medida que más casos han sido examinados y el lector debiera estar prevenido que Bienawsky ha hecho cambios significativos en los rangos asignados a los diferentes parámetros. La discusión que sigue está basada en la versión de la clasificación de 1989 (Bieniawski, 1989). Los seis parámetros siguientes son usados para clasificar el macizo rocoso:

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Resistencia a la compresión simple de la roca

Designación de la calidad de Roca (RQD)

Espaciamiento de las discontinuidades

Condición de las discontinuidades

Condición del agua subterránea

Orientación de las discontinuidades

Al aplicar este sistema de clasificación, el macizo rocoso es dividido en un determinado número de regiones estructurales y cada región es clasificada separadamente. Los límites de las regiones estructurales coinciden con las carácterísticas estructurales mayores como las fallas o el cambio del tipo de roca. En algunos casos, hay cambios significativos en el espaciamiento de las discontinuidades o de sus características, dentro del mismo tipo de roca y puede ser necesaria una división del macizo rocoso en un número menor de estructuras rocosas.

El sistema RMR se presenta en la Tabla 2, dando los rangos para cada uno de los seis parámetros listados líneas arriba. Estos rangos son sumados para dar un valor del RMR.El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR.

RMR (Rock Mass Rating)

Tabla 2: Sistema del RMR (De Bieniawski 1989)

A. Parámetros de Clasificación y sus Rangos

Parámetro Rango de Valores

1. Resistencia de la Roca Intacta

Indice de resistenciade Carga Puntual

> 10 MPa 4 - 10 MPa 2 - 4 MPa 1 - 2 MPa

Para este bajo rango -ensayos

compresivos uniaxiales

son preferidos

Resistencia UniaxialCompresiva

> 250 MPa 100 - 250 MPa 50 - 100 MPa 25 - 50

MPa

5 -25

MPa

1 - 5MPa

< 1 MPa

Rango 15 12 7 4 2 1 0

2. Testigo de PerforaciónCalidad del RQD

90% - 100% 75% - 90% 50% - 75% 25% - 50% < 25%

Rango 20 17 13 8 3

3. Espaciamiento de > 2 m 0.6 - 2m 200 - 600 mm 60 -

200mm < 60 mm

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Discontinuidades

Rango 20 15 10 8 5

4. Condición delas discontinuidadesVer E

Superficies muy rugosasNo continuasSin separaciónNo intemperizadasparedes de roca

Superficies ligeramente rugosasSeparación < 1 mmLigeramente intemperizadaparedes

Paredes ligeramente rugosasSeparación < 1 mmParedes altamente intemperizadas

Superficies deleznables ocon espesor de detrito de < 5 mm de espesor Separación 1 - 5 mmContinua

Detrito suave con > 5 mm de espesor oUna separación de > 5 mmContinua

Rango 30 25 20 10 0

5. Agua Subterránea

Flujo de agua para 10 m de longitud de túnel (L/min)

Ninguna < 10 10 - 25 25 - 125 > 125

Presión de agua en las Juntas/ 0 < 0.1 0.1 - 0.2 0.2 - 0.5 > 0.5

Condiciones Generales

Completamente seca Algo húmeda Húmeda Goteando Fluyendo

Rango 15 10 7 4 0

B. Ajuste del Rango para la Orientación de las Discontinuidades ( Ver F )

Orientaciones de Rumbo y Buzamiento

Muy Favorables Favorables Regular No

favorableMuy poco favorable

Rangos

Túneles y Minas 0 - 2 - 5 - 10 - 12

Cimientos 0 - 2 - 7 - 15 - 25

Taludes 0 - 5 - 25 - 50 - 60[omitido?]

C. Clases de Macizo Rocoso Determinados del Total de Rangos

Rango 100 - 81 80 - 61 60 - 41 40 - 21 < 21

No. de Clase I II III IV V

Descripción Muy Buena Roca Buena Roca Roca Regular Roca Pobre Roca muy

Pobre

D. Significado de las Clases de Roca

No. de Clase I II III IV V

Promedio del tiempo de abertura

20 yr for 15 m de ancho

1 yr for 10 m de ancho

1 wk for 5 m de ancho

10 h for 2.5 m de ancho

30 min for 1 m de ancho

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Cohesión del macizo rocoso (kPa)

> 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100

Angulo de fricción del macizo rocoso (deg)

> 45 35 - 45 25 - 35 15 - 25 < 15

E. Guías para la Clasificación de las Condiciones de las Discontinuidades

Longitud de la Discontinuidad (persistencia)

< 1 m 1 - 3 m 3 - 10 m 10 - 20 m > 20 m

Rango 6 4 2 1 0

Separación (apertura) Ninguna < 0.1 mm 0.1 - 1.0 mm 1 - 5 mm > 5 mm

Rango 6 5 4 1 0

Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ligeramente rugosa Suave Deleznable

Rango 6 5 3 1 0

Relleno (detrito) Ninguno Relleno Duro

< 5 mmRelleno Duro >

5 mm

Relleno Suave < 5

mm

Relleno Suave > 5

mm

Rango 6 4 2 2 0

Intemperizada No intemperizada

Ligeramente intemperizada

Moderadamente intemperizada

Altamente intemperizada Decompuesta

Rango 6 5 3 1 0

F. Efecto de la Discontinuidad del Buzamiento y de la Orientación del Túnel**

Rumbo perpendicular al eje del túnel Rumbo paralelo al eje del tunel

Avance con el buzamiento - Buz. 45

- 90°

Avance con el buzamiento - Buz. 20

- 45°Buz. 45 - 90° Buz. 20 - 45°

Muy favorable Favorable Muy poco favorable Regular

Avance contra el buzamiento - Buz. 45

- 90°

Avance contra el buzamiento - Buz. 20

- 45°

Buzamiento 0 - 20° - Sin tener en cuenta el rumbo

Regular Desfavorable Regular

*Algunas condciones son exclusivas mutuamente. Por ejemplo si hay relleno presente, la rugosidad de la superficie será suavizada por la presencia del detrito. En tales casos use la tabla A.4 directamente.

**Modificada por Wickham et al (1972).

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Sea un túnel que se perforará a través de un granito ligeramente alterado con un juego dominante de juntas que buzan a 60° contra la direccón de la excavación. Los índices de ensayos y el logueo de testigos dan valores para el índice de carga puntual de 8 MPa y un promedio de RQD de 70%. Las juntas ligeramente rugosas y alteradas con una separación de 1 mm, están espaciadas 300 mm. Las condiciones del túnel se anticipan húmedas.

El valor del RMR se determina como sigue: Tabla 1

RMR - Tabla 1

Tabla 2 Item Valor Rango

A.1 Indice de Carga Puntual 8 MPa 12

A.2 RQD 70% 13

A.3 Espaciamiento de discontinuidades 300 mm 10

E.4 Condición de las discontinuidades Note 1 22

A.5 Agua subterránea Wet 7

B Ajuste por orientación de las juntas Nota 2 -5

Total 59

Nota 1. Para superficies de discontinuidad ligeramente rugosas o alteradas con una separación de < 1 mm, Tabla 2 A.4 da un rango de 25. Cuando se tiene más información detallada, Table 2 E puede ser usada para obtener un rango más refinado. De aquí, en este caso, el rango es la suma de : 4 (1-3 m longitud de las discontinuidades), 4 (separación 0.1-1.0 mm), 3 (ligeramente rugosa), 6 (sin relleno) y 5 (ligeramente intemperizada) = 22.

Nota 2. Tabla 2 F da una descripción de 'Fair' o Regular para las condiciones asumidas donde el túnel sea perforado contra el buzamiento de un juego de juntas buzando a 60°. Usando esta descripción para 'Túneles y Minas' en la Tabla 2 B dan un ajuste del rango de -5.

Bieniawski (1989) publicó un juego de guías para la selección del soporte de túneles en roca para los cuales el valor del RMR ha sido determinado. Estas guías han sido reproducidas en la Tabla 3. Note que estas guías han sido publicadas para un túnel de arco de 10 m. de ancho, construido usando métodos de perforación y voladura, en una roca sujeta a esfuerzos verticales < 25 MPa (equivalente a una profundidad de < 900 m).

Tabla 3: Guías para la excavación y el sostenimiento de túneles de 10 m de ancho de acuerdo con el sistema RMR (Por Bieniawski 1989)

Clase de macizo rocoso

Excavación

Pernos de Roca (20 mm de diámetro, totalmente

cementados)

Shotcrete Arcos de acero

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I - Muy buena rocaRMR : 81-100

Cara total, 3 m de avance Generalmente no se necesita soporte excepto

pernos puntuales

II - Buena Roca RMR : 61-80

Cara total, 1-1.5 m de avance. Sostenimiento completo de 20 m desde el frente.

Localmente, los pernos en la corona son de 3 m de longitud, espaciados 2.5 m con malla ocasional

50 mm en la corona se necesita Ninguna

III - Roca regular RMR : 41-60

En la parte superior y lados 1.5-3 m de avance en la parte superior. Comienzo del sostenimiento después de cada disparo.Sostenimiento completo a 10 m. del frente.

Pernos sistem&2225;ticos de 4 m de longitud, espaciados 1.5 - 2 m en la corona t las paredes con malla en la corona

50-100mm en la corona y 30 mm en los lados Ninguna

IV - Roca Pobre RMR : 21-40

En la parte superior y lados 1.0-1.5 m de avance en la parte superiorInstalación de sostenimiento al mismo tiempo que la excavación, a 10 m del frente

Pernos sistemáticos con 4-5 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en la corona y paredes con malla

100-150mm en lacorona y 100 mm en los lados

Arcos de acero ligeros a medios espaciados 1.5 m donde sean requeridos

V - Roca muy pobre RMR : < 20

Multiples perforaciones a 0.5-1.5 m de avance en el techo de las labores. Instalación del sostenimiento al mismo tiempo que la excavación. Shotcrete tan rápido como se pueda después del disparo.

Pernos sistemáticos de 5-6 m de longitud, espaciados 1-1.5 m en la corona y paredes con malla.

150-200mm en la corona, 150 mm en loslados, y con 50 mm en el frente

Cerchas de acero medianas a pesadas espaciadas 0.75 m con espaciadores si son necesarios.

Para el caso considerado anteriormente, con RMR = 59, la tabla 3 sugiere que un túnel podría ser excavado desde la parte superior y por terrazas, con un avance de 1.5 m. a 3 m. en la parte superior. El soporte debiera ser instalado después de cada disparo y ubicado a una distancia máxima de 10 m. de la cara de la excavación. El empernado sistemático, usando pernos de 4 m de longitud y 20 mm de diámetro totalmente cementados y espaciados de 1.5 a 2 m. En la corona y paredes, es recomendado. Se recomienda malla metálica, con 50 a 100 mm de shotcrete para la corona y 30 mm de shotcrete para las paredes.

El valor del RMR de 59 indica que el macizo rocoso está en el límite entre la 'RocaRegular' y la 'Roca Buena'. En las etapas iniciales del diseño y construccción, es aconsejable utilizar el soporte sugerido para la roca regular. Si la construcción va progresando sin problemas de estabilidad y el sostenimiento se desempeña

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correctamente, entonces es posible que gradualmente se reduzcan los requerimientos de soporte como los indicados para macizo rocoso bueno. Además, si la excavación requiere estabilidad para un corto periodo de tiempo, es aconsejable tartar de colocar el menos costoso y extensivo de los tipos de soporte sugeridos para roca buena. Sin embargo, si se espera que el macizo rocoso que existe alrededor de la excavación sea sometido a grandes cambios de los esfuerzos inducidos, entonces un soporte apropiado para roca regular debiera ser instalado. Este ejemplo indica que una gran experiencia en juicio técnico es necesaria en la aplicación de la clasificación del macizo rocoso para el diseño de soporte.

Debiera ser notado que la tabla 3 no ha tenido mayor revisión desde 1973. En varias minas y aplicaciones civiles, el shotcrete reforzado con fibras de acero puede reemplazar a la malla metálica y al shotcrete.

Modificaciones del RMR para minería

El sistema (RMR) de Bienawsky estuvo originalmente basado en casos históricos traídos de la ingeniería civil. Consecuentemente, la industria minera tuvo la tendencia de tomar el sistema de clasificación como conservador y por esto muchos cambios fueron aplicados de modo que el sitema fuera más aplicativo a la minería. Un resumen integral de estas modificaciones fue compilado por Bieniawski (1989).

Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito el RMR modificado o MRMR para minería. Este sistema MRMR toma el valor del RMR básico, como lo define Bieniawski, y lo ajusta para tener en cuenta los esfuerzos inducidos e in situ, los cambios en el esfuerzo y los efectos de los disparos (pegas, tronaduras) y la intemperización d ela roca. Un juego de recomendaciones de soporte se asocia con los resultados del MRMR. Al usar el valor del MRMR de Laubscher debiera ser tenido en cuenta que varios de los casos en que se basa son de excavaciones de colapso (como el block caving). Originalmente, el block caving en minas de asbestos en sudáfrica formaron la base para las modificaciones pero, subsecuentemente,, otros casos históricos de todas partes del mundo han sido adicionados a la base de datos.

Cummings et al (1982) y Kendorski et al (1983) han modificado también el RMR y han producido el MBR ( RMR modificado básico) para minería. Este sistema fue desarrollado para operaciones de block caving en Estados Unidos. Este sistema relaciona el uso de diferentes rangos de los parámetros originales usados para determinar el valor del RMR y el ajuste subsecuente del valor del MBR para permitir el ingreso de información sobre el daño por voladura, los esfuerzos inducidos, las características estructurales, la distancia del frente de excavación y el tamaño del bloque excavado. Las recomendaciones de soporte son presentadas para excavaciones aisladas o de desarrollo así como las recomendaciones de soporte para las intersecciones de galerías.

Índice de Calidad de la Roca para Tunelería

En la base de una avaluación de un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) del Instituto Noruego De Geotecnia (NGI) propusieron

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un Indice de Calidad de Roca (Q) para la determinación de las características del macizo rocoso y de los requerimientos del soporte de túneles. El valor numérico del índice Qvaría en una escala logarítmica desde 0.001 a un máximo de 1,000 y es definida por:

donde

RQD es la Designación de Calidad de Roca Jn es el número de juegos de juntas Jr es el número de rugosidad de la junta Ja es el número de alteración de la roca Jw es el factor de reducción del agua de las juntas SRF es el factor de reducción de esfuerzos

Al explicar el significado de los parámetros usados para determinar el valor de Q,Barton et al (1974) ofrecen los siguientes comentarios:

El primer cociente ( RQD /Jn), representa la estructura del macizo rocoso y es una medición cruda del tamaño de las partéculas de roca, con dos valores extremos (100/0.5 y 10/20) difiriendo por un factor de 400. Si el cociente es intepretado en unidades de centímetros , la partícula de tamaño extremo de 200 a 0.5 cm son vistas como crudas pero como una aproximación realística. Probablemente los bloques de roca más grandes debieran ser varias veces el tamaño de esta medida y los fragmentos más pequeños menores que la mitad del tamaño menor (las partículas de arcilla son por supuesto excluidas).

El Segundo cociente (Jr/Ja) representa la rugosidad y características friccionales de las superficies de las juntas o de los materiales de relleno. Este cociente es ponderado a favor de la rugosidad y de las juntas no alteradas en el contacto. Se espera que tales superficies estarán cerca de la resistencia pico y que habrá mayor dilatancia cuando son sometidas al corte y por lo tanto serán favorables a la estabilidad del túnel.

Cuando las juntas de rocas tienen rellenos de minerals de arcilla o mineral, la resitencia se reduce significativamente. A pesar de eso, los contactos de roca que después de pequeños desplazamientos se han separado, pueden ser un factor importante para prevenir una falla de la excavación.

Cuando no hay contacto entre las superficies de las fallas, las condiciones son extremadamente desfavorables para la estabilidad del túnel. Los 'ángulos de fricción' (dados en la Tabla 1) son un poco más bajos que los valores de resistencia residual para la mayor parted e las arcillas y es possible que bajen por el hecho que esas bandas de arcilla o relleno tienden a consolidarse durante el corte, por lo menos si hay una consolidación normal o si un suavizamiento o expansión ha ocurrido. La presión generada por la Montmorillonita puede ser un factor aqui también.

El tercer cociente ( Jw/SRF) consiste en dos parámetros de esfuerzos. El SRF es una medida de:

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Aflojamiento de la carga en el caso de una excavación a través de zonas de corte y roca arcillosa,

Esfuerzos en roca competente, y

cargas de extrsión en roca incompetente plástica.

Debe ser considerado como un parámetro de esfuerzo total. El parámetro Jw es una medida de la presión de agua, que tiene un efecto adverso en la resistencia al corte de las juntas debido a la reducción de los esfuerzos normales efectivos. El agua puede, además, causar el suavizamiento y en el caso de juntas rellenas de arcilla, su lavado. Ha sido probado lo imposible que es combinar estos dos parámetros en términos del esfuerzo efectivo interbloque, dado que paradójicamente un alto valor de resistencia normal efectiva puede a veces significar condiciones menos estables, que aquellas con un bajo valor , a pesar de una mayor resistencia al corte. El cociente ( Jw/SRF) es un factor empírico complicado que describe el 'esfuerzo activo'.

Aparentemente la calidad de roca del túnel Q puede ahora ser considerado como una función de sólo tres parámetros los cuales son medidas crudas de:

1. Tamaño del Bloque ( RQD/Jn)

2. Resistencia al corte interbloques ( Jr/ Ja)

3. Esfuerzo activo ( Jw/SRF)

Indudablemente hay varios otros parámetros que podrían ser adicionados para mejorar la certeza del sistema de clasificación. Uno de estos debiera ser la orientación de las juntas. Aunque muchos casos de registros incluyen la información necesaria de la orientación estructural en relación al eje de la excavación, no se determinó que sea un parámetro que pueda ser considerado. Parte de la razón para esto es que las orientaciones de muchos tipos de excavaciones pueden ser, y normalmente lo son, ajustadas para evitar un efecto máximo de juntas orientadas desfavorablemente. Sin embargo, esta selección no es disponible en el caso de túneles y más que la mitad de los casos registrados estuvieron en esta categoryía. Los parámetros Jn, Jr y Ja parecen jugar un más importante rol que la orientación, debido a que el número de juegos de juntas determina el el grado de libertad para el movimiento del bloque (si lo hay), y las carácterísticas friccionales y dilacionales pueden variar más que los componentes que buzan hacia abajo por gravedad de las juntas orientadas desfavorablemente. Si las orientaciones de las juntas han sido incluidas la clasificación decrecería un poco, y no se tendría su simplicidad esencial.

La Tabla 1 da la clasificación de parámetros individuales usados para obtener el Indice de Calidad para Tunelería Q para un macizo rocoso. El uso de esta tabla es ilustrada en el siguiente ejemplo.

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Indice de Calidad de Roca para Tunelería, Q

Tabla1: Clasificación de parámetros individuales usados en el índice de Calidad para Tunelería Q (por Barton et al 1974)

1. RQD (ROCK QUALITY DESIGNATION)

VALOR DEL RQD

NOTAS

A. Muy pobre 0 - 25

1. Donde el RQD se reporta

0), el vaor nominal es 10 para efectos de la evaluación

2. Intervalos de RQD de 5, por ejemplo 100, 95, 90 etc. son suficientemente cuidadosos.

B. Pobre 25 - 50

C. Regular 50 - 75

D. Buena 75 - 90

E. Excelente 90 - 100

2. NUMERO DE HUEGOS DE JUNTAS Jn NOTAS

A. Masiva, sin o con pocas juntas 0.5 - 1.0

1. Para intersecciones usar (3.0 x Jn )

2. Para frentes usar (2.0 x Jn )

B. Un juego de juntas 2

C. Un juego de juntas más discontinuidades aleatorias 3

D. Dos juegos de juntas 4

E. Dos juegos de juntas más discontinuidades aleatorias 6

F. Tres juegos de juntas 9

G. Tres juegos de juntas más discontinuidades aleatorias 12

H. Cuatro o más juegos de juntas, aleatorias y sumamente fracturadas, como cubos de azúcar, etc.

15

J. Roca molida, como tierra 20

3. NUMERO DE RUGOSIDAD DE JUNTAS Jr NOTAS

a. Contacto de las paredes de la roca

1. Sumar 1.0 si el promedio del espaciamiento de los juegos de juntas relevantes es mayor a 3 m.

2. Jr = 0.5 puede ser usado juntas planares, alteradas que tengan alineaciones, sabiendo que esas alineaciones están orientadas por el esfuerzo

b. Contacto de las paredes de la roca antes de 10 cm del corte

A. Juntas discontinuas 4

B. Rugosas e irregulares, onduladas 3

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C. Suavemente onduladas 2 mínimo.

D. Muy poco onduladas 1.5

E. Rugosas o irregulares, planares 1.5

F. Suaves, planares 1.0

G. Alteradas, planares 0.5

c. Sin contacto de la pared de la roca cuando son sometidas al corte

H. Zonas que contienen mineralesde arcilla con espesor suficiente para prevenir el contacto entre las superficies de la roca

1.0 (nominal)

J. Arenosas, a manera de grava o zonas molidas con espesor suficiente para prevenir el contacto entre las superficies de la roca

1.0 (nominal)

4. NUMERO DE ALTERACION DE JUNTAS Ja

ør grados (approx.) & NOTAS

a. Contacto de paredes de roca

A. Roca sana, dura, no fracturada, relleno impermeable 0.75

B. Paredes de juntas no alteradas, superficie lustrosa solamente 1.0 25-35

C. Paredes de juntas ligeramente alteradas, relleno de mineral no suave, partículas arenosas, roca desintegrada libre de arcilla, etc.

2.0 25-30

D. capa arenosa o arcillosa, fracciones de arcilla peque241;as (no-suaves)

3.0 20-25

E. capas de mineral de arcilla suaves o de baja fricción, por ejemplo caolinita, mica. También clorita, talco, yeso y grafito etc., y pequeñas cantidades de arcillas expansivas( capas discontinuas de 1 - 2 mm o menos)

4.0

8 - 16

1. Valores de ør, el ángulo de fricción residual, se usan como una guía aproximada de las propiedades mineralógicas de los productos de alteración, si es que están presentes.

b. Contactos de paredes de roca antes de 10 cm de corte

F. Partículas arenosas, libres de arcilla, roca desintegrada, etc. 4.0 25-30

G. Fuertemente consolidadas, rellenos no suaves de minerales de arcilla (< 5 mm de espesor continuo)

6.0 16-24

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H. Consolidación media o baja, relleno de mineral de arcilla (< 5 mm de espesor continuo)

8.0 12-16

J. Relleno de arcilla expansiva, por ejemplo montmorillonita, (< 5 mm de espesor continuo). Valores de Jadependen del porcentaje de las partículas del tamaño de arcilla y de la presencia de agua.

8.0-12.0 6-12

c. No hay contacto de pared de roca durante el corte

K. Zonas o bandas sesintegradas o 6.0

L. Roca molida y arcilla (ver G, H and J 8.0

M. Para condiciones del tipo arcilla) 8.0 - 12.0 6-24

N. Zonas o bandas de fracciones pequeñas de arcilla, o arenas-arcilla, no fracturadas

5.0

O. Zonas de espesor continuo o bandas de arcilla

10.0 -13.0

P. & R. (ver G.H y J para condiciones de la arcilla) 6.0 - 24.0

5. REDUCCION POR JUNTAS CON AGUA Jw

Approx. Presión de Agua (kgf/cm2) & NOTAS

A. Excavaci&243;n seca o flujo menor por ejemplo < 5 l/m localmente

1.0 < 1.0

B. Presión o flujo medio, escapae ocasional de agua de las juntas 0.66 1.0 - 2.5

C. Mayor flujo o mayor presión en roca competente con juntas no rellenadas

0.5

2.5 - 10.0

1. Factores C a F son estimados crudos; incremente Jw si hay drenaje instalado.

D. Gran flujo o alta presión 0.33 2.5 - 10.0

E. Excepcionalmente gran flujo o presió en los disparos, disminuye con el tiempo

0.2 - 0.1

> 10

2. Problemas especiales causados por la formación de hielo no son considerados.

F. Presión o flujo excepcionalmente altos 0.1 - 0.05 > 10

6. FACTOR DE REDUCCION DE ESFUERZOS c 1 t 1 SRF NOTES

a. Zonas de debilidad intersectan la excavación, lo que puede causar caídas del macizo rocoso cuando el túnel es

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excavado

A. Múltiples ocurrencias de zonas de debilidad que contienen arcilla o roca desintegrada químicamente, roca muy floja en las cercanías (a cualquier profundidad)

10.0

1. Reducir estos valores de SRF en 25 - 50% pero solamente en las zonas de corte de influencia relevante que no intersectan la excavación.

B. Zonas de debilidad simples que contienen arcilla o que están químicamente desitegradas(profundidad de la excavación de < 50 m)

5.0

C. Zonas de debilidad simples conteniendo arcilla, o roca desintegrada químicamente (profundidad de la excavación de < 50 m)

2.5

D. Zonas de corte múltiples en roca competente (libres de arcilla), roca muy floja en las cercanías (a cualquier profundidad)

7.5

E. Zonas de corte en roca competente (libres de arcilla), (profundidad de la excavación de < 50 m)

5.0

F. Zonas de corte simples en roca competente (libres de arcilla), (profundidad de la excavación de < 50 m)

2.5

G. Juntas abiertas y débiles, grandemente fracturadas o como 'cubo de aúcar' (a cualquier profundidad)

5.0

b. Roca competente, problemas de esfuerzo sobre la roca

H. Bajos esfuerzos, cerca de superficie > 200 > 13 2.5 2. Para un campo

de esfuerzos anisotrópico virgen (si está medido):

1 3

c c t at. Cuando es

1 3 > 10, reducir c t c y

t c =resistencia a la compresión no

t =resistencia a la tensión (carga

1 3son los esfuerzos principales mayores menores.

3. Pocos casos registrados disponibles donde

J. Resistencia media 200-10

13-0.66 1.0

K. Grandes esfuerzos, estructura muy apretada (usualmente favorable para la estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las paredes)

10-5 0.66-0.33 0.5 - 2

L. Estallidos de roca ligeros (roca masiva) 5-2.5 0.33-

0.16 5 - 10

M. Estallidos de roca graves (roca masiva) < 2.5 < 0.16 10 -

20

c. Roca que protruye, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de altas presiones de roca

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la profundidad de la corona bajo la superficie es menor que el espesor del ancho. Se sugiere incrementar el SRF de 2.5 a 5 para tales casos (ver H).

N. Presión ligera de protrución 5 - 10

O. Gran presión de protrución 10 -20

d. Roca expansiva, actividad expansiva química dependiente de la prresencia de agua

P. Presión de roca ligera 5 - 10

R. Gran presión de roca expansiva 10 -15

NOTAS ADICIONALES DEL USO DE ESTAS TABLAS

Cuando se hagan estimados de la calidad del macizo rocoso (Q), las siguientes guías debieran ser seguidas además de las notas listadas en las tablas:

1. Cuando no hay testigo de roca, el RQD puede ser estimado de las juntas por unidad de volumen, en las cuales el número de juntas por metro de cada juego de juntas es sumado. Una relación simple puede ser usada para convertir ese número a RQD para los casos de macizos rocoso libres de arcilla: RQD = 115 - 3.3 Jv (approx.), donde Jv = número total de juntas por m 3 (0 < RQD < 100 para 35 > Jv > 4.5).

2. El parámetro Jn representa el número de juegos de juntas que pueden sera fectados con frecuencia por foliación, esquistocidad, clivaje de pizarra o estratificación, etc. Si están fuertemente desarrolladas, estas 'juntas' paralelas debiera obviamente ser contadas como un juego completo de juntas. Sin embargo, si hay pocas 'juntas' visibles, o si solamente hay ocasionales fracturamientos en los testigos debido a estas características, entonces deberá ser más apropiado contarlas como juntas 'aleatorias' cuando se evalúa Jn.

3. El parámetro Jr y Ja (que representan la resistencia al corte) debiera ser relevante para los juegos de juntas significativas o para las discontinuidades rellenadas de arcilla en las zonas estudiadas. Sin embargo, si el juego de juntas o discontinuidades con el valor mínimo de Jr/Ja es favorablemente orientado para la estabilidad, entonces un segundo juego de juntas, menos favorablemente orientado puede a veces ser más significativo, y su mayor valor de Jr/Ja debiera ser usado cuandos e evalúa Q. El valor de Jr/Jadebiera en hechos estar relacionado a la superficie en que es más probable que se inicie una falla.

4. Cuando un macizo rocoso contiene arcilla, el factor SRF apropiado para cargas débiles debiera ser evaluado. En tales casos la resistencia de la roca intacta es de poco interés. Sin embargo, cuando el fracturamiento es mínimo y la arcilla está completamente ausente, la resistencia de la roca intacta puede convertirse en el eslabón más débil, y la estabilidad dependerá entonces de la relación esfuerzo de roca/resistencia de roca. Un campo de esfuerzos fuertemente anisotrópico es desfavorable para la estabilidad y es tomado en cuenta con dificultad como en la nota 2 de la

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tabla de evaluación de la redución de los esfuerzos.

5. Las resistencias a la compresión y tracc c t) de las rocas intactas debiera ser evaluada en condiciones saturadas si es apropiado para las condiciones in situ presentes y futuras. Un estimado muy conservador de la resistencia debiera ser hecho para las rocas que se deterioran cuando sonexpuestas a la humedad o condiciones saturadas.

Ejemplo de determinación del Q

Una cámara de chancado de 15 m de ancho para una mina subterránea va a ser excavada en roca tipo Norita a una profundidad de 2,100 m bajo superficie. El macizo rocoso contiene dos juegos de juntas que controlan la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas e inalteradas. Los primeros valores del RQD varían en un rango de que va de 85% a 95% y los ensayos de laboratorio de muestras intactas de testigos dan un promedio de resistencia a la compresión uniaxial de 170 MPa. Las direcciones de los principales esfuerzos son aproximadamente vertical y horizontal y la magnitud del esfuerzo horizontal principal es 1.5 veces la del esfuerzo vertical principal. El macizo rocoso es localmente húmedo, pero no hay evidencia de flujo de agua.

El valor numérico del RQD es usado directamente en el cálculo del Q y, para este macizo rocoso, un valor promedio de 90 será usado. La Tabla 1-2 muestra que, para dos juegos de juntas, el número de juego de juntas es Jn = 4. Para juntas onduladas, rugosas o irregulars, la Tabla 1-3 da un número de rugosidad de Jr = 3. La Tabla 1-4 da el número de alteración de juntas, Ja = 1.0, para paredes de juntas con superficies lisas. La Tabla 1-5 muestra que, para una excavación con menor flujo, el factor de reducción de agua en juntas es Jw = 1.0. Para una profundidad de 2,100 m. la roca suprayacente genera un esfuerzo de aproximadamente 57 MPa y, en este caso, el esfuerzo principal

1 = 85 MPa. Dado que la resistencia a la compresión simple de la Norita es de 170 MPa, se da una relació c 1 = 2. La Tabla 1-6 muestra que, para roca

c 1 puede producir fuertes condiciones de estallido de roca y el valor del SRF debiera ubicarse entre 10 y 20. Un valor de SRF = 15 será asumido para este cálculo. Usando estos valores obtenemos:

Relacionando Q a la estabilidad y requerimientos de Soporte

Al relacionar el valor del índice Q a la estabilidad y los requerimientos de soporte de excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) definieron un parámetro adicional que fue denominado Dimensión Equivalente, De, de la excavación. Esta dimensión es obtenida al dividir el ancho de la labor, sea el diámetro o la altura de la pared de la excavación entre una cantidad llamada Relación de Soporte de Excavación Excavation Support Ratio, ESR. Por lo tanto:

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El valor del ESR se relaciona al uso de la excavación y al grado de seguridad que se demanda del sistema de soporte instalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et al (1974) sugieren los valores siguientes:: Table 2.

Indice de Calidad de Roca en Tunelería, Q

Excavation category ESR

A Aberturas de mina temporales 3-5

BAberturas permanentes de minas, túneles para agua y centrales de energía (excluyendo compuertas), túneles piloto, avances y frentes para grandes excavaciones

1.6

CSalas de almacenaje, plantas de tratamiento de agua, túneles menores en carreteras y vías de trenes, cámaras, túneles de acceso

1.3

DEstacinoes de potencia, túneles den autoví y pases de tren principales, cámaras de defensa civil, intersección de portales

1.0

E Estaciones nucleares subterráneas, estaciones de ferrocarriles, instalaciones deportivas y públicas, factorías 0.8

La estación de chancado discutida líneas arriba cae en la categoryía de excavación de mina de apertura permanente y se asigna un ESR = 1.6. De aquí, para un ancho de excavación de 15 m, la dimensión equivalente, De = 15/1.6 = 9.4.

La dimensión equivalente, De, ploteada contra el valor de Q, es usada para definir un número de categorías de soporte en un gráfico en el trabajo original de Barton et al (1974). Este gráfico ha sido recientemente actualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el incremento del uso de shotcrete reforzado con fibra en el soporte de la excavación subterránea. La Figura 1 reproduce este gráfico actualizado

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Figura 1: Categorías estimadas de soporte basadas en el índice de calidad de tunelería Q(De Grimstad y Barton 1993).

De la Figura 1, un valor de De de 9.4 y un valor de Q de 4.5 ubica a la excavación de la chancadora en la categoría (4) la que requiere un patrón de pernos de roca (espaciados cada 2.3 m) y una capa de shotcrete no reforzada de 40 a 50 mm.

A causa de la presencia de condiciones fuertes de estallido de roca que han sido anticipadas, puede ser prudente retirar presión de las paredes de la roca de la cámara de triturado. Esto puede ser logrado usando voladura de producción relativamente fuerte para excavar la cámara y omitiendo la voladura controlada en las paredes finales de la misma usualmente usadas para cortarlas como en el caso de cavernas para centrals hodroeléctricas a poca profundidad. Se recomienda cautela en el uso de la voladura para disminuir los esfuerzos y, para aplicaciones críticas, debe ser aconsejable buscar el consejo de especialistas de voladura antes de tomar alguna decisión.

Løset (1992) sugiere que, para rocas con 4 < Q < 30, el daño por voladura resultará en la creación de nuevas 'joints' con la consiguiente reducción local del valor de Q para la roca que rodea a la excavación. El sugiere que se puede estudiar esta situación al reducir el valor de RQD para la zona dañada por el disparo.

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Asumiendo que el valor del RQD para roca a la que se le han retirado los esfuerzos alreededor de la cámara de trituración cae a 50 %, el valor resultante de Q cae a 2.9. De la Figura 1, este valor de Q, para una dimensión equivalente, De de 9.4, ubica la excavación justo dentro de la categoría (5) que requiere pernos de roca, a aproximadamente de 2 m de espaciamiento, y con 50 mm de espesor de capa de shotcrete reforzado con fibra de acero.

Barton et al (1980) proveyeron una información adicional de la longitud de pernos de roca, espacios máximos no soportados y presiones de soporte del techo para complementar las recomendaciones aparecidas en el trabajo original de 1974.

La longitud L de los pernos de roca puede ser estimada del ancho de la excavación B ydel ESR :

El ancho máximo no soportado puede ser estimado de:

Basado en otros análisis de casos registrados, Grimstad y Barton (1993) sugieren que la relación entre el valor Q y la presión de soporte permanente del techo Proof es estimada de:

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Usando los sistemas de clasificación del Macizo Rocoso

Los dos más usados sistemas de clasificación del macizo rocoso son el de Bieniawski RMR (1976, 1989) y el de Barton Q (1974). Ambos métodos incorporan parámetros geológicos, geom.étricos y de diseño e ingeniería para llegar a un valor cuantitativo de la claidad del macizo rocoso. La similitudes entre el RMR y el Q están referidas al uso de parámetros idénticos o muy similares al calcular el rango de calidad del macizo rocoso. Las diferencias entre los sitemas se encuentran en las difetrentes ponderaciones dadas a similares parámetros y en el uso de distintos parámetros en uno u otro esquema.

El RMR usa la resistencia a la compresión simple directamente mientras que el Qsolamente considera la resistencia que se relaciona a esfuerzos in situ de roca competente. Ambos esquemas se relacionan a la geología y a la geometría del macizo rocoso, pero de manera ligeramente diferente. Ambos consideran el agua subterránea, y ambos incluyen algunos componentes de la resistencia del material de roca. Algunos estimados de orientación pueden ser incorporados al Q usando una guía presentada por Barton et al (1974): 'los parámetros Jr y Ja debieran relacionarse a la superficie más proclive a iniciar una falla.' La mayor diferencia entre los dos sistemas es la falta de parámetros de esfuerzo en el sistema RMR.

Cuando se usa cualquiera de estos métodos, dos aproximaciones pueden realizarse. Una es evaluar el macizo rocoso específicamente para los parámetros incluidos en los métodos de clasificación; la otra es caracterizar la roca cuidadosamente y luego dar los valores de los parámetros incluidos en los métodos de clasificación en un momento posterior. El último método es recomendado desde que da una descripción completa del macizo rocoso que puede ser fácilmente traducido en cualquiera de los índices de clasificación. Si los valores obtenidos solos han sido registrados durante el mapeo, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de verificación.

En varios casos, es aporpiado dar un rango de valores para cada parámetro en la clasificación del macizo rocoso y evaluar el significado del resultado final. Un ejemplo de esta aproximación se da en la Figura 1 la que es reproducida de notas de campo preparadas por el Dr. N. Barton en un proyecto. En este particular case, el macizo rocoso es seco y sometido a condiciones de esfuerzo 'medio' y de aquí Jw = 1.0 ( see Tabla 1 - item 5A) y SRF = 1.0 ( ver Tabla 1 - item 6J). Los Histogramas muestran las variaciones en el RQD, Jn, Jr y Ja, a lo largo de los mapas de exploración, y son presentados en la Figura 1. El valor promedio de Q = 8.9 y aproximadamente el rango de Q es 1.7 < Q < 20. El valor promedio de Q puede ser usado al seleccionar un sistema básico de soporte mientras el rango da una indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para reunir diferentes condiciones encontradas durante la construcción.

Un ejemplo adicional de esta aproximación es dado en un trabajo de Barton et al (1992)que concierne al diseño de la cámara de 62 m. para deportes en gneiss fracturado. Los histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q son presentados y analisados para determinar un promedio de los valores de Q.

Carter (1992) ha adoptado una aproximación similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de de distribución de probabilidad y el cálculo de la probabilidad de falla en una discusión sobre la estabilidad de pilares de corona (puetnes) de superficie en minas metálicas abandonadas.

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A lo largo de esta discusión de la clasificación del macizo rocoso se ha sugerido que el usuario del sistema de clasificación del macizo rocoso debiera chequear que la última versión es usada. Una excepción es el uso del sistema de clasificación de Bieniawski RMR con respecto a los estimados de la resistencia, donde la versión de 1976 así como la de 1989 son usadas. Es útil repetir que el uso de los dos sistemas de clasificación es aconsejable.

Figura 1: Histogramas mostrando las variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para las juntas en arenisca bajo condiciones 'medias' de condiciones de esfuerzos, reproducidas por notas de campo preparadas por el Dr. N. Barton.

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