05/11/2014

2014

SISTEMA DE

E.A.P INGENIERÍA GEOLÓGICA

UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS

PRESENTADO POR: CAJALEON ALCANTARA, ABELARDO

CODIGO: 08160171

1. Defina en que consiste la clasificación CSIR y el Sistema Rock Mass Rating (RMR); en que se diferencian, e indique los seis parámetros del terreno que se usan para determinar la calidad de la roca.

Bieniawski (1973) presentó un nuevo sistema de clasificación de macizos rocosos mediante un índice RMR (en inglés: "rock mass rating"). Algunos autores llaman a la clasificación de Bieniawski clasificación CSIR, nombre abreviado del organismo sudafricano en el que Bieniawski la desarrolló.

En una segunda versión Bieniawski (1976, 1979) estableció la forma actual. El índice numérico del macizo rocoso, RMR básico, es independiente de la estructura a construir y se obtiene sumando las valoraciones atribuidas a cinco parámetros:

La resistencia a compresión simple del material El RQD (Rock Quality Designation) El espaciamiento de las discontinuidades El estado de las discontinuidades La presencia de agua

Al valor del RMR básico hay que sumarle un factor de ajuste (El sexto parámetro)

La orientación de las discontinuidades

2-Como se obtiene el RMR, en cuanto oscila el valor del RMR; que indican estos valores y cuantos tipos o clases de roca establece Bieniawski según el valor del RMR.

Este método se aplica asignando la valoración correspondiente para cada parámetro, El RMR se obtiene sumando las valoraciones atribuidas a cinco parámetros y al resultado se resta el factor de ajuste que es negativo, el resultado obtenido es el índice final RMR, que puede variar entre 0 y 100, y que clasifica los macizos rocosos en cinco clases.

C. Clasificación de rocas según el total de valuación. 5 – C

Valuación 100 – 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20

Clasificación Nº I II III IV VDescripción Muy buena roca Buena roca Roca regular Roca mala Roca muy mala

3-Defina e indique cual es el, parámetro que más influye, cual es su valoración máxima; e indique los cinco parámetros en que se descompone el Estado de las Diaclasas.

El Estado de discontinuidades es el parámetro que más influye, con una valoración máxima de 30 puntos. Pueden aplicarse los criterios generales de la tabla 4.2 o bien aplicar la tabla 4.3, en la que el estado de las diaclasas se descompone en otros cinco parámetros: persistencia, apertura, rugosidad, relleno y alteración de la junta.

4-Cual es el Parámetro que tiene valoración negativa, entre que valores oscila para túneles y en función de que condiciones de los túneles se ha establecido.

El Parámetro que tiene valoración negativa es el Ajuste en la evaluación por orientación de las fisuras y su valoración oscila para el caso de túneles desde 0 hasta -12, según se muestra en la tabla siguiente:

B. Ajuste en la evaluación por orientación de fisuras. 6 B 01 – A

Orientación de rumbo y echado de las fisuras

Muy favorable

Favorable Regular Desfavorable Muy desfavorable

Valuación túneles 0 - 2 - 5 - 10 - 12Cimentaciones 0 - 2 - 7 - 15 - 25

Taludes 0 - 5 - 25 - 50 - 60

Los valores se han establecido en función del buzamiento de la familia de diaclasas y de su rumbo, en relación con el eje del túnel (paralelo o perpendicular), se establece una clasificación de la discontinuidad en cinco tipos: desde Muy Favorable hasta Muy Desfavorable.

5-Qué establece el Sistema RQD, por quien fue desarrollado, e indique los tres sistemas de campo o zona de estudios para determinarlo.

Fue propuesta por Deere y se basa en clasificar el terreno únicamente por el valor del Rock Quality Designation o RQD. Según el valor de este parámetro se proponen unos ciertos sistemas de sostenimiento. Hoy en día no se utiliza esta clasificación, aunque el RQD sigue siendo uno de los principales parámetros de caracterización de los macizos rocosos.

Para determinar el RQD (Rock Quality Designation) en el campo y /o zona de estudio de una operación minera, existen hoy en día tres procedimientos de calculo.

I. Se calcula midiendo y sumando el largo de todos los trozos de testigos mayores que 10 cm en el intervalo de testigo de 200 cm contando únicamente las discontinuidades naturales del testigo. En el caso que exista duda respecto al origen de la discontinuidad (natural o inducida) se toma el caso más conservador, es decir se considerará que la fractura es inducida (artificial). Las medidas se toman con respecto al eje del testigo, según las figuras 2.1 y 2.2. Especialmente el esquema de la figura aclara la partición de las fracturas de algunos casos conflictivos. La sumatoria de estos trozos se expresará en porcentaje del intervalo de 200 cm.

RQD(% )=∑ Longituddelosnucléosmayoresde100mm

longitudtotaldeltramoanalizadox 100

RQD=38+17+20+43200

x100

RQD = 59 % (Regular)

Nota: Un criterio para diferenciar las fracturas naturales de las artificiales o inducidas es que las fracturas inducidas suelen ser más irregulares, limpias (pero no siempre) y se suele distinguir los granos minerales individualmente de manera más destacada. Además, pueden compararse las características de las fracturas inequívocamente naturales con las conflictivas, observando si conservan una actitud y aspecto similar. En un caso extremo se puede partir un testigo y comparar.

En caso de duda considerarla como natural. La frecuencia de fractura se determina considerando solamente las fracturas naturales, que existen sobre el soporte de estudio (200 cm), y se reúnen en tres grupos, donde se suman todas aquellas cuyo manteo mide entre 0° y 30°, otro grupo para las que miden entre 31° y 60°, y finalmente entre 60° y 90°; y además se aprovechan para definir la frecuencia de fractura, entonces se suman los tres grupos y se dividen por el intervalo de 200 cm

II. Comprende el cálculo del RQD en función del número de fisuras, por metro lineal, determinadas al realizar el levantamiento litológico-estructural (Detail line) en el área y/o zona predeterminada de la operación minera.

Siendo:III. La medición del índice de RQD también puede ser adaptada para el mapeo de paredes de discontinuidades. Cuando se realice el mapeo lineal en las paredes de la labor subterránea, el RQD puede ser evaluado aproximadamente usando la siguiente ecuación:

(RQD = 100; para JV < 4.5 Siendo Jv = Número de fisuras por metro cúbico. 4.5 < JV < 3.5

El conteo volumétrico de discontinuidades “Jv” está definido como la suma del número de discontinuidades por metro cúbico para todas las discontinuidades presentes. El número de discontinuidades de cada conjunto deberá estar contabilizado a distancias apropiadas (e.g., 5 m o 10 m a lo largo de una dirección perpendicular al rumbo del conjunto de discontinuidades.

De manera alternativa, se puede usar el inverso del espaciado verdadero representativo para cada conjunto, de la siguiente manera:

Hay que señalar que se deberá usar el espaciamiento verdadero y no el espaciamiento aparente producido por la intersección oblicua con la pared de roca. Esta medida es válida para macizos rocosos de 3 o más conjuntos de juntas bien desarrolladas.

Otro método simple para calcular el RQD consiste en usar una regla graduada de 2 m de largo colocada en la cara de una roca expuesta como se puede apreciar en la Figura (Hutchinson & Diederichs, 1996). Hay que resaltar que se puede usar la misma cinta utilizada para el mapeo lineal. El RQD se calcularía añadiendo la longitud de todos los espacios entre juntas o entre planos de estratificación mayores a 10 cm y dividiéndola entre la longitud de la regla usada. Cuando se hace la estimación del RQD para un macizo rocoso no disturbado, se debe tener cuidado de considerar sólo discontinuidades in situ y no grietas de tensión inducidas y fracturas relacionadas con voladuras. Ignorar cualquier fractura que tenga menos de 0.5 m de longitud. El RQDw es un estimado de la calidad del macizo rocoso post excavación que podría ser un límite inferior para la calidad de la roca local cuando se compara con el RQD obtenido del registro de testigos.

Estimación del RQD Equivalente (RQDW) de una Cara Expuesta de la Roca (Hutchinson & Diederichs, 1996)

El índice RQD debe ser determinado en testigos de, al menos, 54.7 mm de diámetro (diámetro NX en la terminología americana) y obtenido con un dispositivo de perforación de doble pared. Deere (1968) propuso la siguiente relación entre el valor RQD y la calidad de la roca, siempre y cuando esta sea una roca resistente:

En la determinación del RQD, aquellas zonas de la roca muy alteradas o meteorizadas recibirán una designación de 0.

6-Cuál es el espaciamiento de Juntas de la Clasificación de los Macizos Rocosos de Deere que recomienda utilizar en la Clasificación Geomecánica de Bieniawski.

Separación entre discontinuidades.- Tiene una valoración máxima de 20 puntos. El parámetro considerado es la separación en metros entre juntas de la familia principal de diaclasas de la roca. Según la tabla siguiente:

Tabla 4. Clasificación de Deere para el espaciamiento de fisuras.

Descripción Esparcimiento de fisuras Apreciación de la rocaMuy separado > 3 m > 10 pie SólidaSeparado 1m a 3 m 3 pie a 10 pie MasivaMedianamente cerca 0.3 m a 1 m 1 pie a 3 pie Bloques juntadosCerca 50 mm a 300 mm pulg a 1 pie FracturadaMuy cerca < 50 mm < 2 pulg Triturada y molida

7-Qué establece la clasificación de Lauffer.-Qué es el tiempo de sostén, que el Claro Activo y cuales son los factores que pueden afectar el tiempo de sostén de un Claro Activo y que problema generaría una reducción mayor del tiempo de sostén.

Fue Lauffer (1953) quien observo la importancia del tiempo de sostén del claro activo en un túnel. El tiempo de sostén es el lapso durante el cual una excavación será capaz de mantenerse abierta sin sostenimiento, mientras que el claro activo es el espacio sin sostenimiento más grande en el túnel entre el frente y los sostenimientos, como se ilustra en la siguiente figura.

a.-

Sostenimiento retrasado respecto del frente

b.-Sostenimiento colocadio cerca del frente

Definición de Lauffer del claro activo (S) (1958).

Se debe tomar en cuenta que varios factores pueden afectar el tiempo de sostén de un claro activo, tales como la orientación del eje del túnel, la forma de la sección, el método de excavación y el tipo de sostenimiento.

El significado más importante de la clasificación de Lauffer: es que un incremento en el claro activo llevará a una reducción mayor del tiempo de sostén. Esto significa, por ejemplo, que mientras un túnel piloto con un claro pequeño puede ser construido a toda su sección en una roca de tipo regular, un claro grande en, el mismo tipo de roca imposibilitaría el sostenimiento en función del tiempo de sostén.

Tiempo de SostenRelación entre claro Activo(S) y el tiempo de sostén para diferentes tipos de roca.(A)roca muy buena (G)roca muy mala según

Lauffer

8-Qué establece el Sistema de Clasificación de Rabcewicz y que establece o significa el termino NATM; cual fue su principal objetivo, en casos ha sido principalmente exitosa y como ha sido lograda la mejor estabilidad. Además indique cuales son los siete principios que se desarrollan el papel más importante en el NATM.

Esta Nuevo Método Austriaco de Túneles (NATM) no se queda en el aspecto visual, sino establece que se debe utilizar solamente el ademe que requiera el túnel. En otras palabras, conforme la calidad de la masa rocosa auto soportante varíe a lo largo de la longitud del túnel, así será el soporte temporal que se colocara en el mismo.

Patentado en 1956 (Rabcewicz y otros), surgió tras la ejecución de los grandes túneles de los Alpes y el desarrollo de las técnicas de bulonado y morteros proyectados (gunitas), así como de un mejor entendimiento de las relaciones presión-deformación en torno a las cavidades.

Se caracteriza por la aplicación de un revestimiento delgado semirígido, colocado inmediatamente, antes de que la roca se vea alterada por la descompresión.

El revestimiento se diseña para que se alcance el equilibrio permanente después de producirse el reajuste de esfuerzos entre la roca y dicho revestimiento.

No se especifica el material del revestimiento. Puede ser variado: anclajes, bulones, gunita, hormigón, cerchas, etc., o combinaciones entre ellos.

Fases del método:− Colocación de una entibación provisional inmediatamente después de excavar, consistente

generalmente, en hormigón− proyectado, no demasiado rígido, complementado con bulones y cerchas.− Auscultación detallada del comportamiento del túnel, midiendo convergencias y deformaciones,

tensión en bulones, etc.

Se consigue mediante: a) – células de presión b) – extensómetros c) – medidas de convergencia y topográficas

− Construcción del revestimiento definitivo, a partir de los datos de auscultación obtenidos. Puede no ser necesario.

La excavación puede plantearse a plena sección o por bataches

• Al permitir la deformación del terreno, se produce la relajación de las tensiones y disminuyen mucho las presiones sobre el revestimiento. El principio del NATM es lograr que el terreno que rodea a la excavación actúe como un anillo portante, llegando a constituir un elemento fundamental del sostenimiento activo.

Por tanto, se deben reunir las siguientes condiciones:

1. Evitar la meteorización y la descompresión de la masa rocosa, ya que estos procesos reducen considerablemente la resistencia al corte. Se aplica de forma inmediata hormigón proyectado o gunita a la superficie excavada, en toda la sección.

2. Las rocas diaclasadas son muy sensibles a los esfuerzos uniaxiales, por tanto, como complemento de la gunita, se instalan bulones.

3. Cada cambio o reajuste en el estado de tensiones del macizo crea perturbaciones y roturas en la roca circundante a la excavación. Por ello se debe excavar, a ser posible, a sección completa, y evitar excavaciones parciales o al menos reducidas a un máximo de tres.

4. Puesto que el «anillo» de roca que circunda a la excavación debe ser lo más resistente posible, se debe evitar la concentración excesiva de tensiones en esas secciones; en consecuencia, se deben evitar las esquinas y salientes prominentes, adoptando secciones redondeadas, especialmente en los pies de las excavaciones parciales.

5. La construcción de un túnel no debe ser considerada estáticamente como una estructura tipo arco sino como un tubo. Un tubo tiene mucha mayor capacidad portante, pero actúa como tal únicamente si está cerrado en toda su sección. Por consiguiente, siempre que se trate de excavar un terreno de mala calidad se debe cerrar la solera mediante una contrabóveda, o procedimientos similares.

6. Es preciso llevar a cabo el control de las deformaciones y de los sostenimientos a lo largo del tiempo durante la excavación, así como una asistencia técnica especializada.

7. En Oteo (1998) se amplían los conceptos y aplicaciones del NA TM.

9-En qué se basa la Clasificación Geomecánica de Barton - Sistema “Q”, como se le denomina también, que tipo de información nos da y que factores tiene en consideración para alcanzar estos resultados.

La clasificación Geomecánica Q (inicial de quality), también conocida como clasificación de Barton (nombre de su primer autor) o NGI (de Norwegian Geotechnical Institute), se desarrolló inicialmente como una secuela del concepto de RQD. Se basó su desarrollo en el análisis de cientos de casos de túneles construidos principalmente en Escandinavia.

Actualmente se denomina Nuevo Método Noruego de túneles al diseño de las excavaciones basándose directamente en los trabajos de Barton. La Clasificación de Barton asigna a cada terreno un índice de calidad Q, tanto mayor cuanto mejor es la calidad de la roca. Su variación no es lineal como la del RMR, sino exponencial, y oscila entre Q=0.001 para terrenos muy malos y Q=1000 para terrenos muy buenos.

El valor del ÍNDICE DE CALIDAD DE LA MASA ROCOSA Q es:

:

Donde cada parámetro tiene

RQD es el índice Rock Quality Designation, es decir, la relación en tanto por ciento entre la suma de longitudes de testigo de un sondeo mayores de 10 cm y la longitud total. Barton indica que basta tomar el RQD en incrementos de 5 en 5, y que como mínimo tomar RQD=I 0.Jn, varía entre 0.5 y 20, y depende del número de familias de juntas que hay en el macizo.

elSiguiente significado:

Jr, varía entre 1 y 4, y depende de la rugosidad de las juntas.Ja, varía entre 0.75 y 20, y depende del grado de alteración de las paredes de las juntas de la roca.Jw, varía entre 0.05 y 1, dependiendo de la presencia de agua en el túnel.SRF son las iniciales de Stress Reduction Factor, y depende del estado tensional de la roca que atraviesa el túnel. Para la obtención de cada uno de los cinco últimos parámetros, Barton aporta unas tablas donde se obtienen los valores correspondientes en función de descripciones generales del macizo rocoso

A continuación se definen y valoran cada uno de los factores que intervienen en la clasificación:

Recomendaciones para el uso de los cuadros:

1) Cuando no se disponga de un testigo de sondeo el valor de RQD puede ser estimado a partir del número de juntas que hay por unidad de volumen de macizo, Jv, en el cual el número discontinuidades por metro de cada una de las familias son sumados. Puede emplearse una relación aproximada simple para convertir este número a RQD (en el caso de macizos no arcillosos):

RQD = 115 – 3.3 Jv

en la que Jv es el número total de discontinuidades por m3 de macizo (0 < RQD < 100 para 35 > Jv > 4.5).

2) El parámetro Jn, que representa en número de familia de juntas, puede estar afectado por foliación, esquistosidad, clivaje y laminaciones. Si las juntas paralelas tienen suficiente desarrollo, deben contabilizarse como una familia completa. Si hay pocas juntas visibles, roturas ocasionales en los testigos debido a estos planos, se contabilizan como juntas ocasionales al considerar el Jn en la tabla.

3) Los parámetros Jr y Ja, cuyo cociente representa la resistencia al esfuerzo cortante, serán los de la familia de juntas o discontinuidad rellena de arcilla, más débil que exista en la roca, además es necesario tener en cuenta la orientación de las familias o discontinuidades, de tal forma que deban ser representativas.

4) El valor SRF, en el caso de que el macizo rocoso contenga arcilla, en este caso la resistencia de la roca es factor determinante de la estabilidad de la excavación subterránea. Cuando el macizo rocoso no contenga arcilla y el número de Juntas sea pequeño la resistencia de la roca puede convertirse en factor, tal que el cociente de dt/dc, defina la estabilidad de la roca.

5) En el caso de rocas muy anisotropicas, la resistencia compresiva de la roca dc y el esfuerzo a la tracción dt, se evaluarán en la dirección más favorable para la estabilidad.

Para relacionar Q índice de calidad tinelera, con el comportamiento de una excavación subterránea y con las necesidades de sostenimiento de la misma. Barton Lien y Lunde desarrollaron la relación denominada Dimensión Equivalente “De” de la excavación, esta relación se obtiene de dividir el ancho, diámetro o altura de la excavación por un factor denominado Relación de soporte de la excavación ESR (Excavation Support Ratio).

La relación de soporte de la excavación ESR tiene que ver con el uso que se pretende dar a la excavación y hasta donde se le puede permitir cierto grado de inestabilidad Barton da los siguientes valores supuestos para ESR:

La relación entre el Índice de calidad tunelera “Q” y la dimensión equivalente “De” de una excavación, Barton Lien y Lunde, elaboraron una tabla a partir de las cual se puede diagnosticar las necesidades de sostenimiento.

La relación entre el índice Q y la dimensión equivalente, De, determina las necesidades de sostenimiento específicas. Barton et al. (1978) construyeron una serie de tablas en las que clasificaron hasta en 38 categorías de sostenimiento permanente de distintos tipos de macizo rocoso. Para sostenimientos temporales, el valor de Q determinado para el macizo suele incrementarse 5 veces (5Q) o bien el valor de ESR lo hace en 1.5 veces (1.5ESR).

Es preciso indicar que las longitudes de pernos y anclajes, L, no queda especificado

las tablas anteriormente mencionadas si bien puede calcularse a través de la ecuación:

en la que B representa la anchura (diámetro) de la excavación. De igual manera, la longitud de vano máxima sin sostenimiento, Lvano, puede determinarse mediante:

La relación entre el índice Q y la carga permanente sobre el sostenimiento en la clave del túnel, P roof,

puede estimarse como:

Si el número de familias de planos de discontinuidad es inferior a tres, la ecuación se amplía a:

El espacio máximo sin soporte puede ser calculado por el ESR y Q de la siguiente manera (Barton et al 1980):

En base al análisis de registros de casos, se ha estimado la siguiente correlación entre Q y la presión de soporte permanente del techo (Grimstad & Barton 1993):

10-En que se basa o fundamenta la clasificación geomecánica de Protodyakonov, donde fue usada, como clasifica a los terrenos. Que o cual es el Coeficiente de Resistencia a partir del cual se definen las cargas que actúan sobre el Revestimiento. Como se obtiene el Valor “f” en rocas y en suelos y cual es la formula que lo define?

Es una clasificación que fue usada en los países del Este de Europa. Se basa en clasificar los terrenos asignándoles un parámetro " f " llamado coeficiente de resistencia a partir del cual se definen las cargas que actúan sobre el revestimiento. El valor de f se obtiene en rocas a partir de la resistencia a compresión simple y en suelos a partir de la cohesión y el ángulo de rozamiento.

11-Que es o a que se llama Circulo de Mohr y para que se utiliza.

Desarrollo hecho por Christian Otto Mohr (1835-1918), el círculo de Mohr es un método gráfico para determinar el estado tensional en los distintos puntos de un cuerpo. Entre las tensiones que existentes en un cuerpo sometido a un cierto estado de cargas y con unas ciertas restricciones, importan en general las tensiones principales, que son las tensiones que existen sobre ciertos planos del cuerpo, donde las tensiones de corte nulas. Estas tensiones son de importancia para el estudio de la resistencia mecánica de una pieza.

Este método tiene aplicación para estados tensionales en dos y tres dimensiones.

12-Indique a que o en que consiste la clasificación modificaciones o correcciones de Laubscher and Taylor y a que sistema fueron propuestas y a que se refieren las recomendaciones e indique cuales son los valores de los 6 factores originales modificados y cuales las recomendaciones para el sostenimiento reajustadas.

Laubscher and Taylor, han propuesto algunas modificaciones a la clasificación Geomecánica de Bieniawski y recomendaciones para el sostenimiento. Los ajustes que proponen Laubscher and Taylor, consisten en la modificación del valor original, siendo los siguientes:

Meteorización

Algunos tipos de roca se meteorizan rápidamente cuando entran en contacto con el aire, afectando a tres parámetros.

Esfuerzos In-situ e inducidos

Los esfuerzos, tanto in-situ como los inducidos pueden incidir sobre las fisuras, mantenimiento sus superficies en compresión o permitiendo que las fisuras se aflojen, y aumentan el riesgo de un movimiento cortante.

Cuando hay cambios importantes por operaciones mineras, la situación de las fisuras es afectada.

Influencia de las orientaciones del rumbo y buzamiento

El tamaño, la forma y la dirección del avance de una excavación subterránea tendrán una influencia sobre su estabilidad cuando se consideran en función del sistema de fisuras del macizo rocoso.

Laubscher and Taylor opinan, para garantizar la estabilidad de una excavación subterránea en una roca fisurada depende de la cantidad de fisuras y de los frentes de excavación que se desvían de la vertical y recomiendan los siguientes ajustes:

(*) Ajuste en porcentaje dependiendo de la cantidad de frentes inclinados en la excavación

Se propone además los siguientes ajustes para los valores del espaciado

0-15º = 76% 15º-45º = 84% 45º-75º = 92%

Efectos de la voladura

Las voladuras crean nuevas fracturas y provocan movimientos en las fisuras existentes. Se proponen las siguientes reducciones para los valores del RQD y la Condición de Juntas.

Perforaciones de reconocimiento ................. 100% Voladuras de sección lisa ............................. 97% Voladuras convencionales buenas ............... 94% Voladuras convencionales deficientes .......... 80%

Ajustes combinados

En algunos casos la clasificación Geomecánica se encuentra sujeta a más de un ajuste. El ajuste total no debe pasar de un 50%.

Recomendaciones para el sostenimiento

Considerando los valores de clasificación ajustados y tomando en cuenta prácticas normales de sostenimiento en minas, Laubscher and Taylor han propuesto el siguiente cuadro:

Leyenda:

a. Generalmente no hay sostenimiento, pero algunas intersecciones de fisuras pueden necesitar pernos.

b. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m.c. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m.d. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y 100 mm de concreto lanzado.e. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 1 m y concreto colado de 300 mm. y que

solo se usará si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.f. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m. y 100 mm de concreto lanzado.g. Cuadricula de pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m y 10 mm de concreto lanzado y

malla.h. Concreto colado de 450 mm de espesor con una cuadricula de pernos cementados con

espaciamiento de 1 m. si los cambios de los esfuerzos no son excesivos.i. Pernos cementados con espaciamiento de 0.75 m si hay un refuerzo potencial a la mano, y 100 mm

de concreto lanzado, luego cimbras de acero a manera de técnica de reparación si los cambios en los esfuerzos son excesivos.

j. Estabilizar con refuerzo de cable protector y concreto colado de 450 mm de espesor si los cambios en los esfuerzos no son excesivos.

k. Estabilizar con refuerzo de cable protector seguido de concreto lanzado hasta e incluyendo el frente si es necesario y luego cimbras de acero poco separados, como técnica de reparación donde los cambios en los esfuerzos son excesivos.

l. No trabajar en este terreno, o usar las técnicas j ó k.Notas Adicionales

1. Al evaluar los requerimientos de los esfuerzos hay que tomar en cuenta la clasificación geomecánica original así como los valores

2. Los pernos son de poca utilidad en un terreno intensamente deberán usarse como único refuerzo cuando los valores de juntas sea menor de 6.

3. Las recomendaciones del cuadro son aplicables a las operaciones con niveles de esfuerzos menores de 30 MPa.

4. Galerías grandes solo se excavarán en roca con una clasificación totalmente ajustada con valores de 50 ó más. 100.

13-Que es o a que se llama Clasificación SMR (SLOP MASS RATING).- Cual es la primera consideración que se debe tener presente para determinar la ocurrencia de la falla de un talud, por quienes o que factores esta gobernada preferentemente y como se producen, Explique como se obtiene el índice SMR para la clasificación de los taludes y como calcula el Rango RMR 0 GEOMECANICA SMR PARA TALUDES

La clasificación SMR (Slope Mass Rating) es un método de determinación de los factores de ajuste adecuados para aplicar la clasificación RMR de BIENIAWSKI a los taludes. Tras su publicación en inglés (ROMANA 1985, 1988, 1991, 1995) la clasificación SMR ha despertado cierto interés y el propio BIENIAWSKI (1989) la recomienda en su último libro para su aplicación en taludes. Las últimas publicaciones "in extenso" corresponden en inglés a un capítulo del compendio "Comprehensive Rock Engineering" editado por HUDSON (Vol. 3. ROMANA 1993) y al reciente Simposio de ICFL de Granada (ROMANA, 1996) y en castellano a los Simposios de Taludes de La Coruña (ROMANA, 1993) y Granada (ROMANA, 1997) publicaciones de las que tomaremos algunos puntos en el desarrollo del presente Trabajo.

Cualquier clasificación debe considerar, en primer lugar que la falla de un talud rocoso puede ocurrir según formas muy diferentes. En la mayoría de los casos la falla de la masa rocosa está gobernada por las discontinuidades y se produce según superficies formadas por una o varias juntas.

El índice SMR para la clasificación de taludes se obtiene del índice RMR básico sumando un "factor de ajuste", que es función de la orientación de las juntas (y producto de tres subfactores) y un "factor de excavación" que depende del método utilizado:

SMR = RMR + (F1xF2xF3) + F4

SMR incluye cuatro factores de ajuste:

Factor de ajuste de las juntas

F1: depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y de la cara del talud.F2: depende del buzamiento de la junta en la rotura plana.F3: refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el talud.

Factor de ajuste según el método de excavaciónF4: establecido empíricamente

RMR (rango de 0 a 100) se calcula de acuerdo con los coeficientes de BIENIAWSKI (1979), como la suma de las valoraciones correspondientes a cinco parámetros(Tabla 01):

TABLA 01 – VALORACIÓN DE PARÁMETROS PARA OBTENER EL RMR

Parámetro Escala de valores

1Resistencia de la roca inalterada

Índice de la carga de punta

> 8 MPa 4-8 MPa 2-4 MPa 1-2 MPaPara esta escala tan baja se prefiere la prueba de la resistencia a la com. uniaxial

Resistencia a V comp. uniaxial

> 200 MPa 100-200MPa

50-100 MPa 25-50 MPa10-25 MPa

3-10 MPa

1-3 MPa

Valuación 15 12 7 4 2 1 02 Calidad de corazones,

explosión, RQD90% - 100% 75% - 90% 50% - 75% 25% - 50% < 25 %

Valuación 20 17 13 8 333 Espaciamiento de juntas > 3 m. 1-3 m. 0.3-1 m. 50-300 mm. < 50 mm.

Valuación 30 25 20 10 5

4 Estado de las fisuras

Superficies muy,rugosas sin continuidad, sin separación. Paredes de roca dura

Superficies algo rugosas, separación < 1 mm., paredes de roca dura

Superficies algo rugosas. Separación < 1 mm., paredes de roca suave

Superficies pulidas o relleno < 5 mm., esp. o fisuras abiertas 1 -5 mm., fisuras continuas

Relleno blando < 5 mm. o fisuras abiertas < 5 mm., fisuras continuadas

Valuación 25 20 12 6 0

5 Aguas subterráneas

Cantidad de infiltración losio m de túnel

Ninguna < 25 litros/min

25–125 litros/min> 125 litros/min

Relación

Presión de agua o en la fisura Cero 0.0–0.2 0.2–0.5 > 0.5Esfuerzo

principal o mayor

Situación General

Totalmente secoSolo

húmedo (agua de

intersticios

Ligera presión de agua

Serios problemas de agua

Valuación 10 7 4 0

14-Explique cada uno de los subfactores (F1,F2,F3) que dan origen al factor de Ajuste de las juntas.

El factor de ajuste de las juntas es producto de tres subfactores (Tabla Nº 02):

F1 depende del paralelismo entre el rumbo de las juntas y de la cara del talud. Varía entre 1,00 (cuando ambos rumbos son paralelos) y 0,15 (cuando el ángulo entre ambos rumbos es mayor de 30º y la probabilidad de falla es muy baja). Estos valores, establecidos empíricamente, se ajustan aproximadamente a la expresión:

F1=( 1 - sen aj - as )²

Siendo aj y as los valores del buzamiento de la junta (aj) y del talud (as).

F2 depende del buzamiento de la junta en la falla plana. En cierto sentido es una medida de la probabilidad de la resistencia a esfuerzo cortante de la junta. Varia entre 1,00 (para juntas con buzamiento superior a 45º) y 0,15 (para juntas con buzamiento inferior a 20º). Fue establecido empíricamente pero puede ajustarse aproximadamente según la relación:

F2=(tg² bj )²

Donde bj es el buzamiento de la junta. F2 vale 1,00 para las fallas por vuelco.

F3 refleja la relación entre los buzamientos de la junta y el talud. Se han mantenido los valores propuestos por BIENIAWSKI en 1976 que son siempre negativos. Para fallas planas F3 expresa la probabilidad de que las juntas afloren en el talud. Se supone que las condiciones son "normales" cuando el buzamiento medio de la familia de juntas es igual al del talud, y por lo tanto aflorarán algunas pocas juntas. Cuando el talud buza más que las juntas, casi todas afloran y las condiciones "serán muy desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -60 (para bs - bj > 10º), o "desfavorables" lo que supone un valor de F3 de -50 (para 0 < bs - bj < 10º). La diferencia con el valor de F3 "normal" (que es -25) es muy grande.

Para la falla por vuelco no se supone que puedan existir condiciones desfavorables, o muy desfavorables, ya que el vuelco rara vez produce fallas bruscas y en muchos casos los taludes con vuelcos de estratos se mantienen. Se ha utilizado la condición de GOODMAN-BRAY (1977) para evaluar la probabilidad de vuelco. Sin embargo se ha observado que muchos vuelcos se producen para valores ligeramente distintos, lo que puede interpretarse como que la resistencia al esfuerzo cortante se reduce unos 5%, sea por el hecho de que en muchos taludes volcados las juntas están meteorizadas, o porque

el ángulo de rozamiento experimente una ligera reducción en el caso de fallas rotacionales (GOODMAN, 1976). La citada condición de GOODMAN-BRAY sólo es válida para el caso de fallas con pie (toe) volcador (que son más frecuentes en la práctica), pero no para el caso de pie deslizante donde la superficie basal del macizo roto aflora en el talud con el aspecto de una junta deslizada.

Tabla Nº 02 - Factor de ajuste para las juntas (Romaña, 1985)

Leyenda:

P = Falla Plana. .- T = Falla por Vuelco..- as = Dirección de Buzamiento del talud..- bs = Buzamiento del talud..- aj = Dirección de Buzamiento de las juntas..- bj = Buzamiento de las juntas.

15-Explique como es obtenido el Factor (F4) de Ajuste según el Método de Excavación y como influyen en la estabilidad de los Taludes Naturales, en los trabajados en precorte, en voladuras normales, en voladuras defectuosas y en excavaciones mecánicas.

El factor de ajuste según el método de excavación, F4,

Ha sido establecido empíricamente (Tabla Nº 03):

Los taludes naturales son más estables, a causa de los procesos previos de erosión sufridos por el talud, y de los mecanismos internos de protección que muchos de ellos poseen (vegetación, desecación superficial, drenaje torrencial, etc). F4= + 15

El precorte aumenta la estabilidad de los taludes en media clase F4= + 10.

Las técnicas de voladura suave (recorte), bien ejecutadas, también aumentan la estabilidad de los taludes, F4= + 8.

Las voladuras normales aplicadas con métodos razonables no modifican la estabilidad, F4= 0.

Las voladuras defectuosas son muy frecuentes y pueden dañar seriamente a la estabilidad F4= -8.

La excavación mecánica de los taludes por ripado sólo es posible cuando el macizo rocoso está muy fracturado o la roca blanda. Con frecuencia se combina con prevoladuras poco cuidadas. Las caras del talud presentan dificultades de acabado. Por ello el método ni mejora ni empeora la estabilidad F4= 0.

Tabla Nº 03 - Factor de ajuste según el método de excavación (Romaña,1985)

16-Que es o a que se denomina índice de Resistencia Geológica y con qué finalidad fue desarrollado y en que está basado.

Paul Marinos, profesor de Ingeniería Geológica de la Universidad Nacional Técnica de Atenas - Grecia, y Evert Hoek Ingeniero Consultor de Vancouver, B.C. de Canadá, desarrollaron el GSI INDICE DE RESISTENCIA GEOLOGICA, índice de resistencia geológica, con la finalidad de estimar la resistencia del macizo rocoso.

Este escrito presenta una revisión de la estimación de propiedades de resistencia del macizo rocoso a través del uso de GSI.

El sistema de clasificación GSI grandemente respeta las restricciones geológicas que ocurren en la naturaleza y están reflejadas en la información geológica. Un debate relaciona los rangos del índice de resistencia geológica (Strength Geological Index) para macizos rocosos típicos, enfatizando para macizos rocosos heterogéneos.

17-Explique que comprende o indica el Termino Estimación de las Propiedades del Macizo Rocoso e indique cual es el componente más importante según Hoek y Brown para determinar la calidad de un macizo Rocoso y como se calculan los parámetros “dc” y la constante “mi”

ESTIMACION DE LAS PROPIEDADES DEL MACIZO ROCOSO.

La entrada básica consta de estimaciones o medidas de la resistencia compresiva uniaxial (dc) y una constante del material (mi), esto es relacionada con las propiedades de fricción de la roca. Idealmente, estas propiedades básicas deberían calcularse en el laboratorio, descrito por Hoek y Brown (1997) empero, en muchos casos, la información es requerida antes de que las pruebas del laboratorio hayan sido completadas. Razón para estimar estos parámetros reproducimos el cuadro Nº 33. Notándose que esta actualizada de la versión (Marinos y Hoek, 2000).

El componente más importante de Hoek – Brown, para determinar la calidad del macizo rocoso es el proceso de reducir la dc del material y la constante mi, calculados en el laboratorio, valores que serán asignados en relación a los valores in-situ. Esto se calculará a través del Geological Strength Index – GSI. El GSI ha sido desarrollado, como resultado de muchos años de debates con geólogos, con quienes E. Hoek ha trabajado alrededor del mundo. La consideración ponderada ha sido dado al léxico preciso en cada caso y a los pesos relativos asignados a cada combinación de las condiciones estructurales de la superficie y, para respetar las condiciones geológicas existentes en la naturaleza.

Cuadro Nº 33 Estimación en el campo de la resistencia Compresiva Uniaxial de la roca intacta.

* Grado adecuado por Brown (1981).** La prueba de carga puntual sobre rocas con una resistencia compresivauniaxial debajo de 25 MPa. es probable que los resultados son ambiguos.

18-Indique cuales son los parámetros que se deben considerar para la determinación de las propiedades Físico Mecánicas del Macizo Rocoso.

Parámetros del macizo rocoso

Para la caracterización global del macizo rocoso a partir de datos de afloramientos, además de la descripción de sus componentes, la matriz rocosa y las discontinuidades, deben ser consideradas otros factores representativos del conjunto, como son:

• Número y orientación de las familias de discontinuidades.• Tamaño de bloque e intensidad de fracturación.• Grado de meteorización.

Número y orientación de familias de discontinuidades

El comportamiento mecánico del macizo rocoso, su modelo de deformación y sus mecanismos de rotura están condicionados por el número de familias de discontinuidades. La orientación de las diferentes familias con respecto a una obra o instalación sobre el terreno puede determinar, además, la estabilidad de la misma.

La intensidad o grado de fracturación y el tamaño de los bloques de matriz rocosa vienen dados por el número de familias de discontinuidades y por el espaciado de cada familia. Cada una de las familias queda caracterizada por su orientación en el espacio y por las propiedades y características de los planos.

En los reconocimientos de campo de los macizos rocosos deben ser registradas todas las familias presentes, y evaluar su grado de importancia relativa. Este grado puede expresarse mediante la asignación de números correlativos para las familias de mayor a menor importancia. Así, la familia principal (con mayor continuidad, menor espaciado, mayor abertura, etc.) sería la familia número uno.

La orientación media de una familia se evalúa mediante la proyección estereográfica o la construcción de diagramas de rosetas con los datos de las orientaciones medidas para cada discontinuidad. Actualmente existen programas informáticos para realizar estos trabajos de una forma rápida y exacta.

El macizo puede clasificarse por el número de familias según el Cuadro 4.10, variando entre macizos rocosos masivos o con una única familia de discontinuidades, por ejemplo un macizo rocoso granítico, y macizos con cuatro o más familias de discontinuidades, como puede ser un afloramiento de pizarras plegado e intensamente fracturado. La presencia de tres familias principales de discontinuidades ortogonales entre sí es frecuente en los macizos rocosos sedimentarios, siendo una de las familias la estratificación.

Cuadro 10 - Clasificación de macizos rocosos por el número de familias de discontinuidades (SRM, 1981)

Las familias de discontinuidades se pueden representar gráficamente mediante bloques diagrama como los de las Figuras 17 y 3.77 del Capítulo 3, permitiendo así la visualización espacial de su orientación relativa y del tamaño y forma de los bloques de matriz rocosa.

Tamaño de bloque y grado de fracturación

El tamaño de los bloques que forman el macizo rocoso condiciona de forma definitiva su comportamiento y sus propiedades resistentes y deformaciónales. La dimensión y la forma de los bloques están definidas por el número de familias de discontinuidades, su orientación, su espaciado y su continuidad. La descripción del tamaño de bloque se puede realizar de las siguientes formas:

Fig. 17 - Representación del número de familias mediante bloques diagramas.

• Mediante el índice de tamaño de bloque Ib, que representa las dimensiones medias de los bloques tipo medidos en el afloramiento. Por ejemplo, en el caso de una roca sedimentaria con planos de estratificación y con dos familias de discontinuidades perpendiculares entre sí, el índice Ib vendría definido por:

Ib = (e1 + e2 + e3)/3

siendo e1 e2 y e3 los valores medios del espaciado de las tres familias de discontinuidades.

• Mediante el parámetro Jv, que representa el número total de discontinuidades que interceptan una unidad de volumen (1 m3) del macizo rocoso. Ante la dificultad de observar tridimensionalmente un afloramiento, el valor de Jv se suele determinar contando las discontinuidades de cada familia que interceptan una longitud determinada, midiendo perpendicularmente a la dirección de cada una de las familias (o en su defecto realizando la corrección necesaria con respecto a la dirección aparente de medida):

nº de discontinuidades

Por ejemplo, para un macizo con tres familias de discontinuidades (J1, J2 y J3):

JV = (nº J1/L1) + (nº J2/L2) + (nº J3/L3)

La longitud a medir dependerá del espaciado de cada familia, variando normalmente entre 5 y 10 metros. De forma más rápida, aunque menos exacta, también puede estimarse el valor de Jv contando el número total de discontinuidades que interceptan una longitud L en cualquier dirección de interés (cortando al mayor número posible de planos), correspondiendo este valor a la frecuencia de discontinuidades, λ:

El valor de Jv se relaciona con el tamaño de los bloques según el Cuadro 11; los valores mayores de 60 corresponden a un macizo rocoso brechificado.

El Cuadro 12 incluye una clasificación del macizo rocoso en función de la forma y tamaño del bloque y de la intensidad de fracturación.

En las Figuras 18 y 19 se presentan ejemplos de descripción del tamaño de los bloques y del grado de fracturación en los macizos rocosos en función del número de familias de discontinuidades.

Cuadro 11 - Descripción del tamaño de bloque en función del número de discontinuidades (ISRM, 1981)

Cuadro 12 - Clasificación de macizos rocosos en función del tamaño y forma de los bloques

FIG.18

a) Bloques cúbicos pequeños formados por familias de discontinuidades ortogonales entre si en materiales margocalizos

b) bloques columnares grandes (de unos 3 m de altura) en un macizo volcánico con la parte inferior afectada por un mayor grado de fracturación: (fotos L. G. de Vallejo.)

La fracturación del macizo rocoso está definida por el número, espaciado y condiciones de las discontinuidades, cualquiera que sea su origen y c1ase. EI grado de fracturación se expresa habitualmente por el valor del índice RQD (rock quality designation), parámetro descrito en el Apartado 6.3 del Capítulo 6, que se mide en testigos de sondeos. En base a su valor se clasifica la calidad del macizo rocoso según el Cuadro 3.11 del Capítulo 3.

A pesar de su utilidad, este índice no considera aspectos como la orientación, separación, rellenos y de-más condiciones de las discontinuidades, por lo que no es suficiente para describir las características de la fracturación de los macizos rocosos; estos aspectos adicionales deben quedar cubiertos por descripciones de campo y de los testigos de los sondeos.

La descripción de la fracturación a partir de datos de afloramientos puede referirse al número de familias de discontinuidades y al tamaño de los bloques, como se ha descrito en los párrafos anteriores. EI índice RQD puede estimarse en afloramientos a partir de correlaciones empíricas como la de Palmstrom, 1975 (en ISRM, 1981):

RQD = 115 - 3,3 Jv para Jv > 4,5

RQD = 100 para Jv ≤ 4,5

(a) (b)

Fig. 19 – a) Macizo rocoso volcánico masivo con bloques muy grandes; b) macizo dolomítico triturado, con bloques muy pequeños;(fotos M. Ferrer).

Por ejemplo, para un macizo rocoso de calidad aceptable con un RQD de 65, el valor correspondiente de Jv es de 15, mientras que para un macizo rocoso de calidad pobre, con RQD de 30, Jv vale 26.

La estimación del índice RQD puede también realizarse a partir de la frecuencia de discontinuidades, λ, mediante la siguiente expresión que proporciona el valor teórico mínimo del RQD (Figura 4.20):

RQD ≈ 100 exp-0,1 λ(0,1 λ+ 1)

Donde λ es la inversa del espaciado medio de las discontinuidades.

Fig. 20 - Relación entre la frecuencia del espaciado y el índice RQD.

Grado de meteorización

La evaluación del grado de meteorización del macizo rocoso se realiza por observación directa del aflora-miento y comparación con los índices estándares recogidos en el Cuadro 13. En ocasiones puede ser necesario fragmentar un trozo de roca para observar la meteorización de la matriz rocosa.

En la Figura 21 se presentan ejemplos de macizos rocosos afectados por diferentes grados de meteorización.

Cuadro 13 - Evaluación del grado de meteorización del macizo rocoso (ISRM, 1981)

(a) (b)

Fig. 21 - Ejemplos de meteorización de macizos rocosos. a) Grado II: gneiss glandular con matriz rocosa y superficies de discontinuidad ligeramente decoloradas; b) y c) Grado III: macizos rocosos calizo y cuarcítico moderadamente meteorizados, con alteración en las superficies de discontinuidad y en los bloques de matriz rocosa; d) Grado IV: macizo cuarcítico muy meteorizado, con los bloques de matriz rocosa separados y muy alterados.

(c) (d)