T18902.docx

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO PUNO

FACULTAD DE INGENIERÍA CIVIL Y ARQUITECTURA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA CIVIL

“EVALUACIÓN DEL SISTEMA ESTRUCTURAL DE LA CONSTRUCCIÓN DEL

TÚNEL 4 DEL CORREDOR VIAL INTEROCEÁNICO SUR, PERÚ – BRASIL”

TESIS

PRESENTADO POR:

Bach. WILY MARINO OLÁRTEGUI VERA

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:

INGENIERO CIVIL

PUNO – PERÚ

2014

2

W. Olartegui Vera

3

Dedicatoria:

Dedico el presente trabajo, a mis padres, a su

invalorable paciencia y comprensión, que con

mucho cariño y amor han sabido guiar mis pasos

a lo largo de todo este tiempo motivando y

corrigiendo el rumbo de mi vida.

Wily Olártegui

W. Olartegui Vera

4

Agradecimientos:

Mis más profundos agradecimientos van dirigidos

a la Escuela Profesional de Ingeniería Civil, a sus

profesores, que gracias a ellos surgieron una gran

cantidad de las ideas desarrolladas y aplicadas en

esta investigación, por lo que me gustaría

reconocer expresamente todos los conocimientos

que me han transmitido, sin los cuales no hubiera

sido posible la realización de este trabajo de

investigación.

Wily Olártegui

W. Olartegui Vera

5

CONTENIDO

CONTENIDO.......................................................................................................................1

ÍNDICE DE FIGURAS........................................................................................................5

ÍNDICE DE CUADROS......................................................................................................9

RESUMEN..........................................................................................................................10

ABSTRACT........................................................................................................................11

CAPITULO I: EL PROBLEMA......................................................................................12

1.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA..............................................................12

1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA..................................................................13

1.2.1. PREGUNTA GENERAL................................................................................13

1.2.2. PREGUNTAS ESPECÍFICAS.......................................................................13

1.3. JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN....................................................13

1.4. OBJETIVO DE LA INVESTIGACIÓN...............................................................14

1.4.1. OBJETIVO GENERAL..................................................................................14

1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS.........................................................................14

1.5. DELIMITACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN.....................................................14

1.6. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS................................................................15

1.7. OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES....................................................15

CAPITULO II: ASPECTO TEÓRICOS DE LA INVESTIGACIÓN..........................16

2.1. ANTECEDENTES BIBLIOGRÁFICOS..............................................................16

2.2. MARCO NORMATIVO........................................................................................20

2.3. MARCO TEÓRICO...............................................................................................20

2.3.1. INFLUENCIA DE LAS CONDICIONES GEOLÓGICAS.........................21

2.3.2. CLASIFICACIÓN DE TÚNELES.................................................................23

2.3.3. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA...........................................................24

2.3.3.1. ÍNDICE RQD (Deere, 1967).....................................................................24

W. Olartegui Vera

6

2.3.3.2. CLASIFICACIÓN Q (Rock mass quality)...............................................25

2.3.3.3. ÍNDICE RMR (ROCK MASS RATING).................................................30

2.3.4. SOSTENIMIENTO DE TÚNELES...............................................................32

2.3.4.1. HORMIGÓN PROYECTADO (GUNITA)...............................................32

2.3.4.2. BULONES.................................................................................................33

2.3.5. CRITERIO DE ROTURA..............................................................................35

2.3.6. PROCESO CONSTRUCTIVO DE TÚNELES EN ROCA.........................35

2.3.6.1. FUNDAMENTOS DE LA PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA........36

2.3.6.2. TIPOS DE MARTILLO............................................................................36

2.3.6.3. SISTEMA DE AVANCE...........................................................................37

2.4. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS..........................................................37

2.5. MARCO METODOLÓGICO................................................................................39

CAPITULO III: INGENIERÍA DEL PROYECTO.......................................................40

3.1. ESTUDIOS DE INGENIERÍA BÁSICA..............................................................40

3.1.1. INTRODUCCIÓN...........................................................................................40

3.1.2. ESTUDIOS GEOLÓGICOS...........................................................................46

3.1.2.1. GEOLOGÍA DE SUPERFICIE (ENCAMPANE).......................................46

3.1.2.2. CONDICIONES GEOLÓGICAS DEL TÚNEL EXISTENTE...................49

3.1.3. ANÁLISIS GEOMECÁNICO........................................................................52

3.2. EVALUACIÓN DEL TÚNEL EN SU ETAPA DE DISEÑO.............................55

3.2.1. REFUERZO DE PILAR IZQUIERDO DEL TÚNEL EXISTENTE.........55

3.2.1.1. SITUACIÓN DEL TÚNEL EXISTENTE...................................................55

3.2.1.2. MODELOS DE CÁLCULO DESARROLLADOS.......................................57

3.2.1.3. RESULTADOS OBTENIDOS......................................................................63

3.3. EVALUACIÓN DEL TÚNEL 4 EN SU ETAPA DE CONSTRUCCIÓN.........71

3.3.1. PROCESO CONSTRUCTIVO DEL TÚNEL 4 POR EL SISTEMA DE

EXCAVACIÓN DRILL & BLAST (PERFORACIÓN Y VOLADURA).................71

3.3.1.1. ELABORACIÓN DEL PLAN DE VOLADURA, ADECUADO POR

FASES, SECCIÓN Y COMPETENCIA DE LA ROCA................................................73

3.3.1.2. REPLANTEO EN OBRA DE LOS BARRENOS........................................75

W. Olartegui Vera

7

3.3.1.3. PERFORACIÓN DE LOS BARRENOS......................................................76

3.3.1.4. CARGA DE EXPLOSIVOS Y DETONACIÓN...........................................77

3.3.1.5. EVACUACIÓN DE LOS HUMOS Y VENTILACIÓN...............................78

3.3.1.6. DESQUINCHE Y PERFILADO DE LA SECCIÓN...................................78

3.3.1.7. FINALIZADO LA EXCAVACIÓN SE SOSTIENE EL PASE

EXCAVADO....................................................................................................................82

3.3.2. EQUIPO BÁSICO UTILIZADO...................................................................90

3.3.3. ANÁLISIS DE PARTIDAS NUEVAS...........................................................90

3.3.4. DISEÑO DURANTE LA EJECUCIÓN TÚNEL 4......................................92

3.3.4.1. CALCULO DEL SOSTENIMIENTO DEL TÚNEL 4............................92

3.3.4.2. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO A PARTIR DE MÉTODOS

EMPÍRICOS................................................................................................................93


NUMÉRICOS POR COMPUTADORA.....................................................................97

3.3.5. DETERMINACIÓN DE LAS VARIACIONES EN LOS METRADOS..107

3.3.5.1. VARIACIÓN EN LA EXCAVACIÓN....................................................108

3.3.5.2. VARIACIÓN EN EL SOSTENIMIENTO.............................................109

3.4. EVALUACIÓN CONJUNTA DE LOS RESULTADOS PRESENTADOS....110

3.4.1. RESULTADOS SOBRE EL CALCULO EN LA ETAPA DE DISEÑO Y

EJECUCIÓN DEL TÚNEL.........................................................................................110

3.4.2. RESULTADOS SOBRE EL PRESUPUESTO...........................................112

CONCLUSIONES............................................................................................................113

RECOMENDACIONES..................................................................................................114

BIBLIOGRAFÍA..............................................................................................................115

ANEXOS...........................................................................................................................117

ANEXO 1: PRESUPUESTO TÚNEL 04 SUB PARTIDAS 1100 TÚNELES

ANEXO 2: METRADO DE REPLANTEO DEL TÚNEL 4

ANEXO 3: PLANOS DEL TÚNEL 4

ANEXO 4: FICHAS GEOLÓGICAS

ANEXO 5: MAPEO DEL TÚNEL 4

ANEXO 6: ESTUDIOS PETROGRÁFICOS

W. Olartegui Vera

8

ANEXO 7: LEVANTAMIENTO DE CAMPO DE LAS DISCONTINUIDADES

EXISTENTES

ANEXO 8: PLAN DE VOLADURA

ANEXO 9: CONTROL DE DEFORMACIONES

ANEXO 10: PRINCIPIO DEL MÉTODO DE ELEMENTOS FINITOS

W. Olartegui Vera

9

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura 1: Vista área de la ubicación del Túnel 3..................................................................19

Figura 2: Características geológicas del macizo rocoso.......................................................20

Figura 3: Orientación desfavorable de discontinuidades.....................................................21

Figura 4: Orientación de discontinuidades deseables..........................................................22

Figura 5: Familia de discontinuidades.................................................................................22

Figura 6: Sistemas de anclaje...............................................................................................34

Figura 7: Portal de ingreso del túnel paralelo km 248+747.00............................................41

Figura 8: Portal de salida túnel paralelo km 248+857.70....................................................41

Figura 9: Se puede apreciar el talud rocoso negativo en la zona de pre-entrada al túnel... .42

Figura 10: Macizo rocoso con talud negativo desde el km 248+740 al km 248+800.........42

Figura 11: Plano de planta de los túneles.............................................................................43

Figura 12: Perfil longitudinal de túnel existente km 248+801.00 al km 248+846.00, con

pendiente de - 4.57% hacia San Gabán:...............................................................................44

Figura 13: Perfil longitudinal de túnel paralelo km 248+747.00 al km 248+757.70, con

pendiente de - 4.57% hacia San Gabán:...............................................................................44

Figura 14: Sección típica – túnel revestido..........................................................................45

Figura 15: Sección típica del ingreso al túnel existente.......................................................46

Figura 16: Vista de la zona del talud superior lado derecho de la vía, portal de salida del

Túnel 4.................................................................................................................................51

Figura 17: Vista de la zona del portal de salida del Túnel 4. Con línea roja se muestra la

falla.......................................................................................................................................51

Figura 18: Portal de entrada del túnel existente. Con línea roja punteada se ha demarcado

las fracturas que forman cuñas en la parte superior.............................................................52

Figura 19: En círculo rojo se muestra el delgado espesor del hastial izquierdo de la entrada

del túnel existente.................................................................................................................56

Figura 20: Aspecto de la fractura al interior del túnel existente, en el lado lateral del pilar

externo..................................................................................................................................56

Figura 21: Modelo general utilizado para comparaciones en el Túnel 4...............................58

Figura 22: Fase 1, Situación sin excavación........................................................................58

Figura 23: Fase 2, Situación aproximada antes de la ejecución de trabajos. Este caso ilustra

el espesor mínimo del pilar externo del orden de 3.5 m......................................................58

W. Olartegui Vera

10

Figura 24: Fase 3, Ejecución del túnel paralelo...................................................................59

Figura 25: Fase 4, Ensanchamiento del túnel preexistente en casi un 1 m..........................59

Figura 26: Caso M1, modelo de discontinuidades cada 2 m, de buzamiento con la horizontal

para la izquierda de 60º hasta 20 m sobre el túnel y de 55º hasta la superficie del macizo

(cambio de inclinación de las discontinuidades de 5º) y espesor mínimo del pilar externo

del orden de 3.5 m................................................................................................................61

Figura 27: Caso M2, modelo de discontinuidades cada 2 m, de buzamiento con la

horizontal para la izquierda de 60º hasta 20 m sobre el túnel y de 50º hasta la superficie del

macizo (cambio de inclinación de las discontinuidades de 10º) y espesor mínimo del pilar

externo del orden de 3.5 m...................................................................................................61




externo del orden de 3.5 m...................................................................................................62




externo del orden de 2 m......................................................................................................62

Figura 30: Caso M5, modelo de discontinuidades cada 2 m de buzamiento con la


macizo, aparte de discontinuidades cada 1 m en el pilar externo con sumergida con la

horizontal para la derecha de 60º y espesor mínimo del pilar externo del orden de 3.5 m..63

Figura 31: Tensiones verticales en el ancho menor del pilar externo del túnel existente.......63

Figura 32: Ilustración de las tensiones principales en el macizo no excavado.......................65

Figura 33: Ilustración de las tensiones principales en el macizo con la presencia del túnel

existente................................................................................................................................65


existente y del túnel paralelo (no ocurre grandes alteraciones en los esfuerzos del pilar

externo en esta fase).............................................................................................................66


existente ensanchado y del túnel paralelo (Existe algún incremento de carga no

significativo)........................................................................................................................66

W. Olartegui Vera

11

Figura 36: Desplazamientos iniciales, sólo en las fajas de roca con discontinuidades que

interceptan el talud...............................................................................................................67

Figura 37: Desplazamientos después de la excavación del túnel existente, con ampliación

de los valores y mayor alcance de los desplazamientos.......................................................67

Figura 38: Desplazamientos después de la excavación del túnel paralelo, con contribución

insignificante a los desplazamientos previos.......................................................................67

Figura 39: Desplazamientos después del ensanchamiento del túnel originariamente

existente, con contribución insignificante a los desplazamientos previos...........................68

Figura 40: Ampliación de los desplazamientos en escala distorsionada, con el

desplazamiento de las fajas de roca entre discontinuidades principales y el alejamiento de

las discontinuidades resultantes de los cambios de curvatura de éstas sobre el túnel..........68

Figura 41: Flujo de tensiones principales de compresión en la primera fase (sin

excavaciones) con espesor del pilar externo superior a 4.5 m.............................................69

Figura 42: Flujo de tensiones principales de compresión en la segunda fase, con espesor

del pilar externo superior a 4.5m. Nótese que la faja más comprimida se mantiene entre el

túnel existente y el talud.......................................................................................................69

Figura 43: Flujo de tensiones principales de compresión en la tercera fase (con el túnel

paralelo también ya excavado), con espesor del pilar externo superior a 4.5 m. Obsérvese

que la faja más comprimida se mantiene entre el túnel existente y el talud........................70

Figura 44: Flujo de tensiones principales de compresión en la cuarta fase (con el túnel

existente ensanchado)...........................................................................................................70

Figura 45: Desplazamientos principales siempre más allá del túnel existente, cuando el

espesor del pilar externo es superior a 4.5 m.......................................................................70

Figura 46: Zonas de una voladura en el Túnel 4..................................................................73

Figura 47: División del plan de voladura.............................................................................74

Figura 48: Plan de voladura del área de avance 1................................................................74

Figura 49: Testigos del frente de avance..............................................................................75

Figura 50: Estado inicial del frente de excavación de salida del Túnel 4............................75

Figura 51: Replanteo de barrenos en el frente de excavación..............................................76

Figura 52: Perforación del frente del Túnel 4 con jumbo-robot..........................................76

Figura 53: Podemos apreciar los brazos del jumbo-robot....................................................77

Figura 54: Carga de explosivos en los barrenos...................................................................77

Figura 55: Instalación del sistema de ventilación................................................................78

W. Olartegui Vera

12

Figura 56: La plataforma de trabajo en altura se utiliza tanto para el desquinche como

carga de explosivos..............................................................................................................79

Figura 57: Retiro de desescombro generado en la voladura................................................80

Figura 58: Secciones de excavación....................................................................................81

Figura 59: Los dos túneles que conforme el proyecto del Túnel 4......................................81

Figura 60: Sección de excavación del túnel derecho...........................................................82

Figura 61: Detalle de colocación del perno de anclaje.........................................................83

Figura 62: Los círculos rojos muestran la colocación del perno..........................................84

Figura 63: Forma de la fibra metálica..................................................................................85

Figura 64: Shotcrete, en círculos rojos se muestra la fibra metálica....................................85

Figura 65: Aplicación del shotcrete sobre la superficie del Túnel 4...................................86

Figura 66: Shotcrete en falso túnel.......................................................................................87

Figura 67: Sostenimiento en roca Clase II...........................................................................88

Figura 68: Instalación de la cimbra metálica con sus accesorios.........................................89

Figura 69: Los falsos túneles están construidos en los portales de los túneles....................89

Figura 70: Longitudes de pase y tiempos de estabilidad sin soporte (Bieniawski, 1989)....93

Figura 71: Modelo de evaluación del Túnel 4, sección km 248+812..................................99

Figura 72: Respuesta del factor de seguridad, sección km 248+812.................................100

Figura 73: Modelo de evaluación del Túnel 4, sección km 248+812 (túnel ampliado a 10

m).......................................................................................................................................100

Figura 74: Respuesta del factor de seguridad, sección km 248+812 (túnel ampliado a 10 m)

............................................................................................................................................101

Figura 75: Determinamos la dirección de las familias, sección km 248+812...................102

Figura 76: Determinamos parámetros del macizo rocoso, sección km 248+812..............103

Figura 77: Modelo de la sección del Túnel 4, sección km 248+812..................................104

Figura 78: Definiendo parámetros, sección km 248+812..................................................104

Figura 79: Definiendo parámetros de la junta, sección km 248+812................................104

Figura 80: Vista en todos los planos de las cuñas formadas, sección km 248+812...........105

Figura 81: Respuesta de las cuñas formadas, sección km 248+812..................................105

Figura 82: Respuesta de las cuñas formadas con refuerzo, sección km 248+812.............106

W. Olartegui Vera

13

ÍNDICE DE CUADROS

Cuadro 1: Operacionalización de variables..........................................................................15

Cuadro 2: Ejemplos reales de túneles gemelos circulares....................................................17

Cuadro 3: Ejemplos reales de túneles en el Perú.................................................................18

Cuadro 4: Clasificación de los túneles.................................................................................23

Cuadro 5: Clasificación según RQD....................................................................................25

Cuadro 6: Clasificación Q (BARTON, 2000)......................................................................27

Cuadro 7: Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski 1989).........................................31

Cuadro 8: Sostenimiento recomendado en la etapa de diseño del Túnel 4, km 248 + 750

(inicio del túnel nuevo) al km 248+846 (fin del túnel existente).........................................54

Cuadro 9: Modelos de discontinuidades para su evaluación en Phase2...............................60

Cuadro 10: Gráfico de desarrollo de las tensiones verticales y horizontales en cada una de

las fases consideradas en los casos.......................................................................................64

Cuadro 11: Resumen general de sistemas de excavación....................................................71

Cuadro 12: Especificaciones del shotcrete...........................................................................84

Cuadro 13: Características de fibra metálica de 33 mm.......................................................85

Cuadro 14: Dosificación de componentes para 1 m3 de concreto proyectado.....................86

Cuadro 15: Clasificación de la roca.....................................................................................87

Cuadro 16: Partidas nuevas generadas durante la ejecución del túnel.................................90

Cuadro 17: Análisis de precios unitarios de partidas nuevas...............................................91

Cuadro 18: Recomendaciones indicativas para la excavación y el sostenimiento de túneles

excavados en roca (Bieniawski, 1989).................................................................................94

Cuadro 19: Replanteo durante ejecución, Túnel derecho (nuevo).......................................95

Cuadro 20: Replanteo durante ejecución, Túnel izquierdo (existente)................................96

Cuadro 21: Características del macizo rocoso, km 248+810.00 al km 248+816.00............98

Cuadro 22: Resumen variación de metrados Túnel 4, Partida 1100 Túneles....................107

Cuadro 23: Variación total de las sub partidas en la partida 1100 Túneles.......................108

Cuadro 24: Variación del sostenimiento............................................................................109

Cuadro 25: Cuadro comparativo del tipo de roca en el Túnel 4 (Lado Derecho)..............110

Cuadro 26: Cuadro comparativo del tipo de roca en el Túnel 4 (Lado Izquierdo)............111

Cuadro 27: Variación de costo Túnel 4 Sub partidas 1100 túneles...................................112

W. Olartegui Vera

14

RESUMEN

El presente trabajo evalúa la construcción, diseño y costo del Proyecto de Ingeniería de

Detalle: “Túnel 4 del Corredor Vial Interoceánico Sur, Perú – Brasil, Tramo IV”, Túnel

que consiste en dos túneles paralelos de 110 m de longitud como máximo, que atraviesa un

macizo rocoso necesario para unir dos puntos de nuestro eje de carretera.

Evaluación que surge producto de las incertezas encontradas en las exploraciones

geotécnicas y consecuentemente el cambio del tipo de refuerzo, afectando los costos del

proyecto.

Para determinar el cambio de refuerzo estructural, evaluamos el Túnel 4 tanto en la etapa

de expediente técnico como en la etapa de proceso constructivo, determinando que los

cambios que generaron las modificaciones del refuerzo estructural son las discontinuidades

encontradas en la etapa de construcción, etapa donde se puede caracterizar el macizo

rocoso con exactitud.

Este cambio del refuerzo provoco que se incremente nuestro presupuesto en 18.75% del

total de la partida 1100 Túneles.

Finalmente basado en la experiencia adquirida del autor de esta tesis, a través de la

construcción de túneles, y basado también en la revisión de la literatura especializada, se

ha tratado aquí de sistematizar la metodología de la aplicación de la geotecnia y

geomecánica al diseño y construcción de túneles en obras viales. Esperando que esta tesis

sirva de guía a los ingenieros, estudiantes de ingeniería civil y áreas afines, que deseen

profundizar en la aplicación de la geotécnica y geomecánica, al diseño y construcción de

túneles.

W. Olartegui Vera

15

ABSTRACT

The present work evaluates the construction, design and Detalle's cost of Ingeniería's

Project: “Tunnel 4 of the Road Interoceanic Southern Corridor, Peru – Brazil, Tramo IV”,

Túnel than consists at two parallel 110 m tunnels of length at the most, that you cross a

rocky necessary mountain mass to join our axle's two points of road.

Evaluation than happens product of the incertezas found in explorations geotécnicas and

logically the change of the kind of reinforcement, affecting the costs of the project.

In order to determine the change of structural reinforcement, we evaluated the Tunnel 4 so

much in the stage of technical file like in the stage of constructive process, determining

that the changes that generated the modifications of the structural reinforcement are the

discontinuities found in the stage of construction, stage where the rocky mountain mass

can be characterized accurately.

I provoke this change of the reinforcement that be incremented our budget in 18.75 % of

the total of the departure 1100 Tunnels.

Finally based in the experience acquired of the author of this thesis, through the

construction of tunnels, and based also in the revision of the specialized literature, you

have received treatment here from systematizing the methodology of the application of the

geotechnical and geomecánica to the design and construction of tunnels in road works.

Hoping that this thesis lead along the engineers, students of civil engineering and related

places, that they wish to delve deeply into the geotécnica's application and geomecánica, to

the design and construction of tunnels.

W. Olartegui Vera

16Capítulo 1. El Problema

CAPITULO I: EL PROBLEMA

1.1. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA

Gran parte de las infraestructuras de transporte precisan de estructuras tipo túnel, cuando se

quieren salvar algunos obstáculos naturales como cadenas montañosas, además en este tipo

de infraestructura hay una cierta tendencia hacia la construcción de doble túnel que a un

único túnel de grandes dimensiones, como por ejemplo el doble túnel del cual nos

ocuparemos en este proyecto de investigación: “Túnel 4 del Corredor Vial Interoceánico

Sur, Perú – Brasil, Tramo IV”, obra de gran complejidad que requiere un diseño muy

riguroso para asegurar su estabilidad durante todo el transcurso del proyecto y en su

operación.

Sin embargo, muchas veces no se conoce con claridad suficiente como un ingeniero

desearía tener para diseñar el túnel debido a las incertezas que se encuentran en las

exploraciones geotécnicas, es difícil evitar que no existan discontinuidades, alteraciones

localizadas, presencia de agua subterránea y arcillas, que necesariamente deben esperarse

en una excavación subterránea. Todo esto hace ineludible que gran parte de las decisiones

sobre el sostenimiento se tomen en campo, durante el proceso de excavación. (Gacitua

Carafi, 2012) muestra que la mayor cantidad de incertezas en un proyecto de túneles

provienen de la etapa exploratoria (59%).

La mayor cantidad de incertezas se traducen en modificación del refuerzo estructural del

túnel y por ende una modificación en el presupuesto a causa de la variación en los

metrados de la ejecución de la partida genérica 1100 túneles del “Túnel 4 del Corredor

Vial Interoceánico Sur, Perú – Brasil, Tramo IV" y aumento en los plazos constructivos.

W. Olartegui Vera


1.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA

1.2.1. PREGUNTA GENERAL

¿Cuáles son las diferencias encontradas al evaluar el sistema estructural del proceso de

construcción del Túnel 4 del Corredor Vial Interoceánico Sur, Perú – Brasil con

respecto al diseño del expediente técnico?

1.2.2. PREGUNTAS ESPECÍFICAS

a) ¿Cuál es el sistema constructivo que se utilizó en el Túnel 4?

b) ¿Cuáles son las respuestas estructurales y geomecánicas del Túnel 4 en la etapa de

diseño del expediente técnico?

c) ¿Cuáles son las respuestas estructurales y geomecánicas del Túnel 4 en la etapa de

construcción?

d) ¿Cuáles serán las diferencias encontradas de las respuestas estructurales y

geomecánicas en la etapa diseño del expediente técnico con respecto al proceso de

construcción?

e) ¿Qué diferencias existen en los metrados y costos, producidos en la etapa de diseño

y construcción de la partida 1100 túneles del Túnel 4?

1.3. JUSTIFICACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN

Para el logro de los objetivos de una empresa de construcción, los plazos y costos de

proyectos deben estar definidos exactamente, porque una vez que se comienza a trabajar en

la obra, un mal diseño del expediente técnico puede producir demoras no pronosticadas,

que traen problemas en el ámbito constructivo, económico y legal de la empresa.

Cuando una obra es tan extensa como un túnel, los plazos pueden ser de 1 a más años y los

costos alcanzan fácilmente altas cifras (millones de dólares), los cuales varían según la

extensión de éste, la naturaleza del suelo y el entorno sobre el cual se excavará.

Profusión del criterio de rotura no lineal de Hoek–Brown, incorporado al programa de

aplicación numérica de elementos finitos, Phase2 de Rocscience, software de análisis

elasto–plástico, mediante el cual se realizan modelaciones que permitirán llegar a los

resultados deseados.

W. Olartegui Vera


De la misma forma profundizaremos en el sistema de construcción de túneles por

perforación y voladura que es la forma principal de acometer las grandes excavaciones en

roca que se demandan tanto en minería como en el campo de las obras ingenieriles. Por

esto la existencia de gran parte de las infraestructuras de nuestro país está ligada al empleo

de los explosivos: muchas de las obras de presas, centrales hidroeléctricas, carreteras,

autopistas, líneas férreas, líneas de alta velocidad, etc. se han podido llevar a cabo de una

forma económicamente viable gracias a este método de excavación.

1.4. OBJETIVO DE LA INVESTIGACIÓN

1.4.1. OBJETIVO GENERAL

Evaluar el sistema estructural del proceso de construcción del Túnel 4 del Corredor

Vial Interoceánico Sur, Perú – Brasil con respecto al diseño del Expediente Técnico.

1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS

a) Describir el sistema constructivo para túneles en roca (Drill & Blast).

b) Evaluar las respuestas estructurales y geomecánicas del Túnel 4 en la etapa diseño

del Expediente Técnico.

c) Evaluar las respuestas estructurales y geomecánicas del Túnel 4 en la etapa de

construcción.

d) Evaluación conjunta de los resultados de diseño del expediente técnico y proceso

constructivo.

e) Comparar las variaciones de metrados y costos, en la etapa de diseño y construcción de la partida 1100 túneles del Túnel 4.

1.5. DELIMITACIÓN DE LA INVESTIGACIÓN

Para el desarrollo de la investigación sobre el Túnel 4, se tomaran en cuenta lo siguiente:

Tiempo : 2011 – 2014

Área : Geotecnia en obras de desarrollo vial – ejecución de túneles.

Espacio : Estudio de caso del Túnel 4 ubicado en el departamento de Puno,

Distrito de Ollachea.

W. Olartegui Vera


1.6. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS

A continuación presentamos nuestra hipótesis que será confirmada o descartada al final del

presente trabajo:

“La carencia de exploraciones geotécnicas provocaron que las decisiones sobre el

sostenimiento estructural se tomen en campo, durante el proceso de excavación del

Túnel 4 del Corredor Vial Interoceánico Sur, Perú – Brasil”

1.7. OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES

Cuadro 1: Operacionalización de variables

“EVALUACIÓN DEL SISTEMA ESTRUCTURAL DE LA CONSTRUCCIÓN DEL TÚNEL 4 DEL CORREDOR VIAL INTEROCEÁNICO SUR, PERÚ – BRASIL”

VARIABLE DIMENSIONES INDICADORESESCALA

NOMINAL

“EVALUACIÓN DEL SISTEMA ESTRUCTURAL DE LA CONSTRUCCIÓN DEL TÚNEL 4 DEL CORREDOR VIAL INTEROCEÁNICO SUR, PERÚ – BRASIL”

Calidad del macizo

Sostenimiento del túnel

Barton “Q”

Bieniawski “RMR”

Pernos

Shotcrete

Cimbras

Muy BuenaBuenaRegularMalaMuy Mala

Longitud del perno desde 3m a 6m.

Espesor desde 40mm hasta 200mm.

Longitud

Fuente: Elaboración propia

W. Olartegui Vera

20Capítulo 2. Aspectos Teóricos de la Investigación

CAPITULO II: ASPECTO TEÓRICOS DE LA

INVESTIGACIÓN

2.1. ANTECEDENTES BIBLIOGRÁFICOS

El rápido crecimiento de la densidad poblacional, crecimiento urbanístico, desarrollo

industrial, incremento de transporte carretero y entre otros, crean la necesidad de estudiar

nuevos accesos viales como son los túneles. Los túneles son obras que requieren de

inversiones muy grandes, alcanzando incluso los millones de dólares. Debido a esto, es de

suma importancia prevenir durante todo el proyecto y especialmente en la construcción

cualquier eventualidad que pueda producir demoras y aumentar los plazos y costos.

Por tanto, este proyecto de investigación que, si bien tiene su complejidad, servirá como

punto de referencia a quien aspira convertirse en un profesional de la ingeniería, todo un

mundo de posibilidades que se ofrecen frente a la realidad o ante la situación que se nos

puede plantear en relación con un proyecto vial de cualquier magnitud.

En la presente Tesis se ha planteado la mejora del conocimiento en los estudios de túneles,

debido a que este tipo de obras es cada vez más común, como queda patente en los

números ejemplos que se recogen en la Cuadro 2.

W. Olartegui Vera


Cuadro 2: Ejemplos reales de túneles gemelos circulares

TÚNEL UBICACIÓNAÑO DE

FINALIZACIÓNTIPO L(km) D(m) Φ(m)

GibraltarEspaña-

MarruecosEn proyecto Ferroviario 37.70 7.50 54.00

Perthus España-Francia En construcción Ferroviario 8.30 9.00 25.00-35.00

Base Lyon-Turín Francia-Italia En construcción Ferroviario 53.10 8.40 30.00

Abdalajís España En construcción Ferroviario 7.00 8.80 20.00-50.00

Grouft Luxemburgo En construcción Carretero 2.97 7.00-10.50 20.00-42.00

Kallidromo Grecia En construcción Ferroviario 9.26 9.00 35.00-65.00

Pajares España 2008 Ferroviario 24.60 8.50 50.00

Guadarrama España 2008 Ferroviario 28.00 8.50 30.00

By-Pass Sur M-30 España 2007 Carretero 4.28 15.00 30.00-40.00

Bolu Turquía 2007 Carretero 3.20 16.00 -

MRT Blue Line Tailandia 2004 Ferroviario 5.50 6.00 16.50

Pennes Mirabeau Francia 2001 Ferroviario 7.00 - -

Canal de la ManchaFrancia-

Inglaterra1994 Ferroviario 48.60 7.60 30.00

Clyde Inglaterra 1964 Carretero 0.76 - -

Possey y Webster EEUU 1928-1963 Carretero 1.08 11.30 -

L: Longitud del túnelD: Diámetro medio del túnelφ: Separación entre ejes de túneles

Fuente: (Sanchez Merino, 2009)

W. Olartegui Vera


De la misma forma presentamos en el Cuadro 3 algunos ejemplos de construcción de

túneles en el Perú.

Cuadro 3: Ejemplos reales de túneles en el Perú

TÚ

NE

L

UB

ICA

CIÓ

N

PL

AZ

O

EJE

CU

CIÓ

N

TIP

O

MÉ

TO

DO

C

ON

ST

RU

CT

IVO

PP

TO

(U

S$)

L(m

)

S(m

2 )

Toquepala Tacna 2011–2012Transporte

mineroDrill & Blast

18,000.00 2,000.00 35.08

Carmen Puno 2012–2013 CarreteroMecánicos y perforación y voladura

5,242.34 600.00 65.00

Wayransecca Puno 2013–2014 CarreteroSistema NAMT

7,003.63 373.00 65–93

Santa Teresa Urubamba 2012–2013 Central

hidroeléctrica- - 3,600.00 42.25

L: Longitud del túnelS: Sección del túnel


A) “ANÁLISIS CUALITATIVO Y JERÁRQUICO DE INCERTEZAS EN LA

CONSTRUCCIÓN DE TÚNELES”

(Gacitua Carafi, 2012) en su tesis aborda el análisis de incertezas que se presentan en

la construcción de túneles, los cuales afectan directamente a la estimación de plazos y

costos del proyecto. Primero, se identifican y describen las variables que afectan un

proyecto de túneles, el cual se puede dividir en 3 etapas: exploración geotécnica,

diseño y construcción. Se consideraron 3 métodos distintos de excavación: tradicional

en roca (perforación y voladura), tradicional en suelo (método NATM) y mecanizada

(tuneladoras o TBM).

De éste análisis se concluye que la mayor cantidad de incertezas en un proyecto de

túneles provienen de la etapa exploratoria (59%) y de la construcción (22%). En la

etapa exploratoria, las condiciones hidrogeológicas y geológicas son las más

importantes (25% y 24% respectivamente). En la etapa de construcción, las principales

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incertezas son problemas medioambientales (6%), calidad de la construcción (8%) y

administración de la faena (8%).

B) PID TÚNEL Nº 3: km 222+366.50 AL km 223+108.01 DEL TRAMO VIAL

DEL PROYECTO CORREDOR VIAL INTEROCEÁNICO SUR, PERÚ–

BRASIL, TRAMO 4: AZÁNGARO – PUENTE INAMBARI

(INTERSUR, PID Tunel 3: km 222+366.50 al km 223+108.01, 2009) Se ha

proyectado un túnel de 747.30 m de longitud con la finalidad de evitar el paso por la

vía actual, mejorando grandemente la geometría del trazo, dicho túnel se inicia en km

222+372.70 al km 223+120; como se observa en los gráficos, realizar un trazado por

la vía existente involucra que la vía transcurra entre tangentes y curvas de escasa

longitud, dando por resultado una geometría bastante sinuosa y peligrosa. También se

observa que el trazado sin túnel generaría cortes bastantes altos y superiores a los 80 m

de altura en roca. Esto, sumado al valor humano (accidentes) da como preferencia la

proyección del túnel, Figura 1.

Las progresivas de los accesos son los siguientes:

Inicio de acceso : km 222+240

Fin de Acceso : Vatras km 223+424.627, Vadel km 223+730

Figura 1: Vista área de la ubicación del Túnel 3

Fuente: (INTERSUR, PID Túnel 4: km 248+747.00 al km 248+857.70, 2011)

W. Olartegui Vera


2.2. MARCO NORMATIVO

La norma que utilizamos para nuestra investigación es el “MANUAL DE CARRETERAS

TÚNELES, MUROS, Y OBRAS COMPLEMENTARIAS” Norma peruana compuesto de

dos volúmenes, en su Volumen 1 trata de recoger el estado actual de la técnica en relación

con el proyecto y ejecución de los túneles de carretera. El tema es muy amplio y abarca

contribuciones de varias ramas de la ciencia y la tecnología: desde la Mecánica de Rocas al

Trazado de Obras Lineales o desde la Ventilación de túneles a los Métodos de Excavación.

Para nuestra investigación solo se hizo referencia a los siguientes ítems:

Capítulo 2, Diseño geométrico de túneles para carretera

Capítulo 5, Clasificación geomecánica y diseño empírico

Capítulo 6, Cálculos de túneles

Capítulo 7, Excavación en túneles

Capítulo 8, Sostenimiento en túneles

2.3. MARCO TEÓRICO

Debido a que los túneles se construyen para salvar obstáculos naturales y permitir el acceso

a vías de comunicación para transporte urbano (metro), transvases y comunicaciones; o

para unir islas o estrechos y para pasos fluviales, en cuyo caso el trazado se efectúa bajo

una lámina de agua. Todos los proyectos mencionados tienen en común que atravesaran un

terreno por tanto es necesario conocer el macizo rocoso el cual presenta diferentes

características que va a determinar el sistema de construcción y tipo de refuerzo a utilizar,

Figura 2.

Figura 2: Características geológicas del macizo rocoso

Fuente: (Rodríguez, 2003)

W. Olartegui Vera


Por tanto es importante definir por ítems los puntos más importantes que deberíamos de

conocer para abordar nuestro tema de investigación.

2.3.1. INFLUENCIA DE LAS CONDICIONES GEOLÓGICAS

(Gonzáles de Vallejo, 2002) al excavar un túnel se puede encontrar tres tipos de

condiciones naturales que dan lugar a la perdida de resistencia del macizo y, por tanto,

a problemas de estabilidad:

Orientación desfavorable de discontinuidades

Orientación desfavorable de las tensiones con respecto al eje del túnel

Flujo de agua hacia el interior de la excavación a favor de fracturas, acuíferos o

rocas carstificadas

Figura 3: Orientación desfavorable de discontinuidades


Cuando se realiza la excavación y esta tiene la dirección a la mayoría de familias

de discontinuidades tendremos avances muy desfavorables para la estabilidad.

Formando cuñas con las demás familias que no son paralelas y se producirán

caídas de roca, Figura 3.

W. Olartegui Vera


Figura 4: Orientación de discontinuidades deseables


Figura 5: Familia de discontinuidades


Estas condiciones están directamente relacionadas con los factores geológicos:

estructura, discontinuidades, resistencia de la roca matriz, condiciones

hidrogeológicas, y estado tensional.

Por otro lado, la excavación del túnel también genera una serie de acciones inducidas

que suman a las citadas condiciones naturales, como son:

W. Olartegui Vera


Perdida de resistencia del macizo rocoso que rodea a la excavación como

consecuencia de la descompresión creada: apertura de discontinuidades,

fisuración por voladuras, alteraciones, flujos de agua hacia el interior del túnel,

etc.

Reorientación de los campos tensionales, dando lugar a cambios de tensiones.

Otros efectos como subsidencias en superficie, movimientos de ladera, cambios

en los acuíferos.

2.3.2. CLASIFICACIÓN DE TÚNELES

Para la clasificación de túneles tomamos como referencia la norma peruana de túneles,

como se muestra en el Cuadro 4:

Cuadro 4: Clasificación de los túneles

USOS SECCIÓN MATERIAL

CARRETERAS CIRCULAR - HERRADURA - RECTANGULAR ROCA

FERROCARRILES GEMELOS SUELO

HIDRÁULICOS MÚLTIPLES ARTIFICIAL

OTROS AISLADOS

Fuente: (MTC, 2014)

W. Olartegui Vera


2.3.3. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA

(Puell Marín, 2003) las clasificaciones geomecánicas surgieron de la necesidad de

parametrizar observaciones y datos empíricos de forma conjunta, para evaluar las

medidas de sostenimiento en túneles.

Estas clasificaciones permiten estimar el comportamiento geomecánico de los macizos

rocosos y por lo tanto, el tipo de sostenimiento necesario en un túnel. Su uso se ha

extendido a otras aplicaciones además de las obras subterráneas y, entre ellas, destacan

las aplicaciones a taludes y cimentaciones, aunque las condiciones de confinamiento

no son las mismas que en los túneles.

La sencillez de los métodos propuestos por Bieniawski (1976) con el RMR, y por

Barton, Lien y Lunde (1974) con el índice Q contribuyó definitivamente a su rápida

aceptación y expansión. Recientemente Hoek et al (1995) han propuesto el índice GSI,

cuyo valor se puede equiparar al del índice RMR pero basándose en aspectos más

geológicos. También hay que destacar a los autores españoles en el campo de las

clasificaciones geomecánicas, en concreto Romana (1985) ha desarrollado la

clasificación SMR para taludes, y González de Vallejo (1983) la clasificación SRC

para túneles. A seguir se describen índices que utilizamos en nuestra investigación:

2.3.3.1. ÍNDICE RQD (Deere, 1967)

El índice RQD representa la relación entre la suma de las longitudes de los

fragmentos de testigo mayores de 10 cm y la longitud total del tramo considerado:

RQD=∑ (longitud de lostrosos de testigo>10 cm )

longitud totalx 100

Para la estimación del RQD se consideran solo los fragmentos o trozos de testigo

de material fresco, excluyéndose los que presentan un grado de alteración

importante (a partir del grado IV inclusive), para los que se considera un RQD =

0%. La medida del RQD se debe realizar en cada maniobra del sondeo o en cada

cambio litológico, siendo recomendable que la longitud de maniobra no exceda de

1.5 m. El diámetro mínimo de los testigos debe ser 48 mm. La medida de la

longitud del testigo se realiza sobre el eje central del mismo, considerándose los

W. Olartegui Vera


fragmentos con, al menos, un diámetro completo. A continuación se muestra la

calidad de la roca en función del índice RQD, como se muestra en la Cuadro 5:

Cuadro 5: Clasificación según RQD

RQD (%) Calidad de Roca

< 25 Muy mala

25 – 50 Mala

50 – 75 Regular

75 – 90 Buena

90 – 100 Muy buena

Fuente: (Gonzáles de Vallejo, 2002)

2.3.3.2. CLASIFICACIÓN Q (Rock mass quality)

Desarrollado por Barton, Lien y Lunde (1974), a partir de un gran número de

túneles, constituye un sistema de clasificación de macizos rocos, que permite

estimar parámetros geotécnicos del macizo y diseñar sostenimientos para túneles y

cavernas subterráneas. Índice Q está basado en una evaluación numérica de 6

parámetros dados por la expresión:

Q= RQDJn

xJ r

J a

xJ w

SRF

Siendo:

Jn: Número de familias

Jr: Coeficiente de rugosidad de la junta

Ja: Coeficiente de alteración de la junta

Jw: Coeficiente reductor por la presencia de agua

El SRF (stress reduction factor) es el coeficiente que tiene en cuenta la influencia

del estado tensional del macizo rocoso.

Los tres factores de la expresión representan:

RQDJ n

: El tamaño de los bloques

W. Olartegui Vera


Jr

J a: La resistencia al corte entre los bloques

Jw

SRF: La influencia al estado tensional

El índice Q obtenido a partir de ellos varía entre 0.001 y 1000, con la siguiente

clasificación del macizo rocoso:

0.001 – 0.01 : Excepcionalmente mala0.01 – 0.1 : Extremadamente mala0.1 – 1 : Muy mala1 – 4 : Mala4 – 10 : Media10 – 40 : Buena40 – 100 : Muy buena100 – 400 : Extremadamente buena400 – 1000 : Excepcionalmente buena

La estimación de los parámetros se valora de acuerdo al siguiente Cuadro 6:

W. Olartegui Vera


Cuadro 6: Clasificación Q (BARTON, 2000)

1. CALIDAD DEL TESTIGO RQD RQD (%)A Muy mala 00 – 25B Mala 25 – 50C Media 50 – 75D Buena 75 – 90E Excelente 90 – 100Notas:i) Cuando se obtienen valores del RQD inferiores o iguales a 10, se toma un valor de 10 para calcular el índice Q.ii) Los intervalos de 5 unidades para el RQD, es decir 100, 95, 90, etc., tienen suficiente precisión.

2. ÍNDICE DE DIACLASADO Jn

A Roca masiva, sin diaclasar o con figuración escasa 0.5 – 1 B Una familia de diaclasas 2C Una familia y algunas diaclasas aleatorias 3D Dos familia de diaclasas 4E Dos familias y algunas diaclasas aleatorias 6F Tres familias de diaclasas 9G Tres familias y algunas familias aleatorias 12H Cuatro o más familias, diaclasas aleatorias, roca muy fracturada, roca en terrones,

etc.15

J Roca triturada, terrosa 20Notas:i) En intersecciones de túneles se utiliza la expresión (3 Jn)ii) En las bocas de los túneles se utiliza la expresión (2 Jn)

3. Índice de rugosidad de las discontinuidades Jr

a) Contacto entre las dos caras de la discontinuidadb) Contacto entre las dos caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante inferior a 10 cmA Diaclasas discontinuas 4.0B Diaclasas onduladas, rugosas e irregulares 3.0C Diaclasas onduladas, lisas 2.0D Diaclasas onduladas, perfectamente lisas 1.5E Diaclasas planas, rugosas o irregulares 1.5F Diaclasas planas, lisas 1.0G Diaclasas planas, perfectamente lisas 0.5Nota:i) Las descripciones se refieren a caracterizaciones a pequeña escala y escala intermedia, por este orden.

c) No existe contacto entre las caras de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante.H Zona que contiene minerales arcillosos con un espesor suficiente para impedir el

contacto de las caras de las discontinuidad1.0

J Zona arenosa, de gravas o triturada con un espesor suficiente para impedir el contacto entre las dos caras de la discontinuidad

1.0

Nota:i) Si el espaciado de la principal familia de discontinuidades es superior a 3 m, se debe aumentar el índice Jr en una unidad.ii) En el caso de diaclasas planas perfectamente lisas que presente lineaciones, y que dichas lineaciones estén orientadas según la dirección de mínima resistencia, se puede utilizar el valor Jr=0.5

W. Olartegui Vera


4. Índice de alteración de las discontinuidades Ør Ja

a) Contacto entre los planos de la discontinuidad A Juntas de paredes sanas – 0.75B Ligera alteración 25º – 35º 1.0C Alteraciones arcillosas 25º – 30º 2.0D Con detritus arenoso 20º – 25º 3.0E Con detritus arcillosos pre-consolidado 8º – 16º 4.0b) Contacto entre los planos de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante inferior a 10cm (minerales de relleno en pequeños espesores)F Partículas arenosas, roca desintegrada libre de arcilla, etc. 25º– 30º 4G Fuertemente sobreconsolidados, con rellenos de mineral arcillosos

no blandos (continuos, pero con espesor inferiores a 5mm)16º – 24º 6

H Sobreconsolidación media a baja, con reblandecimiento, rellenos de mineral arcillosos (continuos, pero de espesor inferior a 5mm)

12º – 16º 8

J Rellenos de arcillas expansivas, es decir, montmorillonita (continuos, pero con espesor inferiores a 5mm). El valor de Ja depende del porcentaje de partículas con tamaños similares a los de las arcillas expansivas.

6º – 12º 8 – 12

c) No se produce contacto entre los planos de la discontinuidad ante un desplazamiento cortante (rellenos de mineral de gran espesor)KLM

Zonas o bandas de roca desintegrada o triturada y arcillas (ver G, H y J para la descripción de las condiciones de las arcillas)

6º – 24º 6.8 ó 8–12

NZonas o bandas de arcillas limosas o arenosas, con pequeñas fracciones de arcillas no reblandecibles.

– 5.0

OPR

Zonas o bandas continuas de arcilla, de espesor grueso (ver clases G, H y J, para la descripción de las condiciones de las arcillas)

6º – 24º10.13 ó13–20

Nota: Los valores expresados por los parámetros Jr y Ja se aplican a las familias de diaclasas o discontinuidades que son menos favorables con relación a la estabilidad, tanto para la orientación de las mismas como por su resistencia al corte (esta resistencia puede evaluarse mediante la expresión: T=σtg-1(Jr/Ja)

5. Factor de reducción por la presencia de aguaPresión de

agua (kg/cm2) Jw

A Excavaciones secas o pequeñas afluencias. Inferiores a 5 l/min, de forma localizada.

< 1.00 1.00

B Afluencia a presión media, con lavado ocasional de los rellenos de las discontinuidades.

1.00 – 2.50 0.66

C Afluencia importante o presión alta en rocas competentes con discontinuidades sin relleno.

2.50 – 10.00 0.50

D Afluencia importante, o presión alta, produciéndose un lavado considerable de los rellenos de las diaclasas.

2.50 – 10.00 0.33

E Afluencia excepcionalmente alta o presión elevada en el momento de realizar las voladuras, decreciendo con el tiempo

> 10.00 0.20 – 0.10

F Afluencia excepcionalmente alta, o presión elevada de carácter persistente, sin disminución apreciable

> 10.00 0.10 – 0.05

Notas:i) Los valores de las clases C, D, E, y F son meramente estimados. Si se acometen medidas de drenaje, puede incrementarse el valor Jw.ii) No se han considerado los problemas especiales derivados de la formación de hielo.

W. Olartegui Vera


6. Condiciones tensionales de la roca SRFa) Las zonas débiles intersectan a la excavación, pudiendo producirse desprendimientos de roca a medida que la excavación del túnel va avanzandoA Multiples zonas débiles, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente, roca

de contorno muy suelta (a cualquier profundidad)10.0

B Zonas débiles asiladas, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente (profundidad de la excavación <=50m)

5.0

C Zonas débiles aisladas, conteniendo arcilla o roca desintegrada químicamente (profundidad de la excavación > 50 m)

2.5

D Multiples zonas de fracturas en roca competente (libre de arcillas), roca de contorno suelta (a cualquier profundidad)

7.5

E Zonas de fractura aisladas en roca competente (libre de arcillas) (profundidad de excavación <=50m)

5.0

F Zonas de fractura aisladas en roca competente (libre de arcillas) (profundidad de la excavación >50m)

2.5

G Terreno suelto, diaclasas abiertas, fuertemente fracturado, en terrenos, etc. (a cualquier profundidad)

5.0

Nota:i) Se reducen los valores expresados del SRF entre un 20-50% si las zonas de fracturas sólo ejercen cierta influencia pero no intersectan a la excavación

b) Rocas competentes, problemas tensionales en la roca σc/σ1 σϴ/σc SRFH Tensiones pequeñas cerca de la superficie, diaclasas

abiertas> 200.0 < 0.01 2.5

J Tensiones medias, condiciones tensionales favorables 200 – 10 0.01 – 0.3 1.0K Tensiones elevadas, estructura muy compacta.

Normalmente.10 – 5 0.3 – 0.4 0.5 – 2.0

L Lajamiento moderado de la roca después de 1 hora en rocas masivas

5 – 3 0.5 – 0.65 5 – 50

M Lajamiento y estallido de la roca después de algunos minutos en rocas masivas

3 – 2 0.65 – 1 50 – 200

N Estallidos violentos de la roca (deformación explosiva) y deformaciones dinámicas inmediatas en rocas masivas

< 2 > 1 200 – 400

c) Rocas deformables: flujo plástico de roca incompetente sometida a altas presiones litostáticas

σϴ/σc SRF

O Presión de deformación baja 1 – 5 5 – 10P Presión de deformación alta > 5 10 – 20d) Rocas expansivas: actividad expansiva química dependiendo de la presencia de agua

SRF

R Presión de expansión baja 5 – 10S Presión de expansión alta 10 – 15


W. Olartegui Vera


2.3.3.3. ÍNDICE RMR (ROCK MASS RATING)

(Gonzáles de Vallejo, 2002) Indica que el Índice RMR fue desarrollado por

Bieniawski con actualizaciones en 1979 y 1989 constituye un sistema de

clasificación de macizos rocosos que permite a su vez relacionar índices de calidad

de la roca con parámetros de diseño y sostenimiento en túneles. Esta clasificación

tiene en cuenta los siguientes parámetros geomecánicos:

Resistencia a compresión uniaxial de la matriz rocosa.

Grado de fracturación en términos del RQD.

Espaciado entre las discontinuidades.

Condiciones de las discontinuidades.

Condiciones hidrogeológicas.

Orientación de las discontinuidades respecto a la excavación (Corrección)

La incidencia de estos parámetros en el comportamiento geomecánico de un

macizo se expresa por medio del índice de calidad RMR (Rock Mass Rating),

que varía de 0 a 100; como se ve en el Cuadro 7:

W. Olartegui Vera


Cuadro 7: Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski 1989)

PARÁMETROS DE CLASIFICACIÓN

1

Resistencia de la matriz

rocosa (MPa)

Ensayo de carga puntual

> 10 10 – 4 4 – 2 2 – 1Compresión simple

(MPa)

Compresión Simple

> 250 250 – 100 100 – 50 50 – 25 25–5 5–1 < 1

Puntuación 15 12 7 4 2 1 0

2RQD 90% – 100% 75% – 90% 50% – 75% 25% – 50% < 25%

Puntuación 20 17 13 6 3

3Separación entre diaclasas > 2 m 0.6 – 2 m 0.2 – 0.6 m 0.06 – 0.2 m < 0.06 m


4

Est

ado

de

las

dis

con

tin

uid

ades

Longitud de discontinuidad

< 1 m 1 – 3 m 3 – 10 m 10 – 20 m > 20 m


Abertura Nada < 0.1 mm 0.1 – 1.0 mm 1 – 5 mm > 5 mm


Rugosidad Muy rugosa RugosaLigeramente

RugosaOndulada Suave


Relleno NingunoRelleno duro

<5 mmRelleno duro >

5 mmRelleno blando

< 5 mmRelleno blando

> 5 mm


Alteración InalteradaLigeramente

alteradaModeradamente

alteradaMuy alterada Descompuesta


5

Agu

a fr

eáti

ca

Caudal por 10m de túnel

Nulo< 10

litros/min10-25 litros/min

25-125 litros/min

> 125 litros/min

Relación: Presión de agua/Tensión principal mayor

0 0 – 0.1 0.1 – 0.2 0.2 – 0.5 > 0.5

Estado general SecoLigeramente

húmedoHúmedo Goteando Agua fluyente


CORRECCIÓN POR ORIENTACIÓN DE DISCONTINUIDADES

Dirección y buzamientoMuy

favorableFavorables Medias Desfavorables Muy desfavorables

Puntuación

Túneles 0 – 2 – 5 – 10 – 12

Cimentaciones 0 – 2 – 7 – 15 – 25

Taludes 0 – 5 – 25 – 50 – 60

CLASIFICACIÓN

CLASE I II III IV V

CALIDAD Muy buena Buena Media Mala Muy mala

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


W. Olartegui Vera


2.3.4. SOSTENIMIENTO DE TÚNELES

(López Jimeno, 2000) Se entiende como sostenimiento el conjunto de elementos que

se colocan en una excavación subterránea para contribuir a su estabilización. Según

esta definición, el trabajo que debe realizar el sostenimiento está íntimamente ligado al

reajuste tensional que se produce en el terreno como consecuencia de la realización de

la excavación. Por ello para comprender mejor el papel que juega el sostenimiento, es

necesario tener muy claro cómo se desarrolla el reajuste tensional inmediatamente

después de realizar una excavación subterránea.

2.3.4.1. HORMIGÓN PROYECTADO (GUNITA)

Mezcla proyectada que posee normalmente un asentamiento igual a cero, con lo

que puede soportarse sin deformación, ya que la fuerza de esta proyección y lo que

lleva consigo el impacto hace que el material se compacte y quede adherido.

La palabra gunita no está registrada bajo patentes y tiene actualmente un sitio

seguro en el vocabulario técnico, se conoce en todo el mundo bajo este nombre y

algunos equivalentes como son:

Shotcrete en Estados Unidos

Baton projecté en Francia y Bélgica

Spritzbeton en Alemania y países germánicos

Mortero y hormigón proyectado en España.

En la actualidad se cuenta con los siguientes procesos:

a) Sistema de Mezcla Seca

Consta de las siguientes fases:

El cemento y los áridos se mezclan adecuadamente hasta conseguir una

perfecta homogeneidad en proporciones variables.

La mezcla de cemento/áridos se introduce en un alimentador

La mezcla entra con la manguera mediante una rueda o distribuidor (rotor).

En este momento se pueden añadir acelerantes a dicha mezcla para

conseguir resistencias iniciales altas y favorables a la disminución de

rebote.

W. Olartegui Vera


La mezcla se transporta mediante aire a presión hasta una boquilla o pistola

especial. Esta boquilla va equipada con un distribuidor múltiple perforado,

a través del cual se pulveriza agua a presión, que se mezcla con el conjunto

cemento/áridos.

La mezcla ya húmeda se proyecta desde la boquilla sobre la superficie que

debe gunitarse.

b) Sistema de Mezcla Semi-húmeda

Este sistema, idéntico en sus primeras fases al de la mezcla seca, únicamente

difiere de el en que, a una distancia de aproximadamente 5m de la boquilla se

efectúa la adición de agua, por lo que se mejoran las propiedades de la mezcla al

llegar a la boquilla, de la que saldrá el mortero y hormigón proyectado.

c) Sistema de Mezcla Húmeda

La gunita posee propiedades específicas que se manifiestan especialmente a través

de la naturaleza del método de colocación. La gunita de mezcla seca posee estas

propiedades, mientras que en la de mezcla húmeda se consiguen morteros y

hormigones de propiedades equivalentes con técnicas de dosificación y aditivos.

Las máquinas de mezcla húmeda producen morteros u hormigón para proyectar

por dos procedimientos: Flujo diluido y Flujo denso, (Rotor y Bomba), con

grandes rendimientos, cubriendo de este modo y sobradamente las aplicaciones de

las máquinas de mezcla seca.

2.3.4.2. BULONES

El bulonaje es una técnica de sostenimiento que, en esencia, consiste en anclar en

el interior de las rocas una barra de material resistente que aporta una resistencia a

tracción y, confinando al macizo rocoso, permite aprovechar las características

resistentes propias de las rocas facilitando así su sostenimiento.

Tradicionalmente los bulones se han clasificado en función de que su anclaje al

terreno se materializa en un extremo, anclaje puntual, o a lo largo de toda la barra

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del bulón, anclaje repartido. En la figura 6 clasificamos según el mecanismo en el

que se fundamenta: Adherencia y Fricción. (López Jimeno, 2000).

Figura 6: Sistemas de anclaje

Fuente: (López Jimeno, 2000)

a) Anclaje por adherencia (químico)

(López Jimeno, 2000) En los bulones anclados por adherencia el espacio anular que

se crea entre la barra del bulón y las paredes del taladro en que se ancla, se rellena

con un mortero que, al fraguar, debe asegurar la adherencia suficiente para

solidarizar la barra al terreno. Actualmente los moteros comercializados están

fabricados con resina o cemento y, en ambos casos, presentan una forma de

cartuchos con una longitud de unos 600 mm y un diámetro aproximado a los 30

mm.

b) Anclaje por fricción (fricción)

(López Jimeno, 2000) Una característica común a los anclajes por adherencia, ya

sea como resina o cemento, es que el bulón anclado tiene una rigidez muy superior

a la del terreno circundante. Esto puede plantear serios problemas, llegando a

producirse la rotura del bulón, si la excavación debe sufrir una plastificación

importante como consecuencia del reajuste tensional, después de colocados los

bulones. Los anclajes por fricción también denominados mecánicos, minimizan este

problema.

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2.3.5. CRITERIO DE ROTURA

(Gonzáles de Vallejo, 2002) La resistencia de la matriz rocosa isótropa se puede

evaluar mediante los criterios de rotura de Mohr Coulomb y de Hoek y Brown, La

principal diferencia entre ambos es que el primero es un criterio lineal y el segundo no

lineal, más adecuado al comportamiento mecánico real de las rocas.

En el criterio de Hoek y Brown al evaluar la resistencia de la matriz rocosa, la

representación gráfica de la rotura es una curva de tipo cóncavo.

(Puell Marín, 2003) Afirma que las penúltimas modificaciones del criterio de Hoek –

Brown corresponden a Hoek y Marinos (2000), Marinos y Hoek (2000 y 2001). En

estos documentos se añade un mayor desarrollo a la caracterización geológica a través

del índice GSI, el cual se extiende a rocas heterogéneas y débiles.

Finalmente, se ha publicado una nueva versión del criterio que recoge y actualiza la

evolución del mismo, y en el que se introduce un criterio de alteración o de daños en el

macizo rocoso para valorar la reducción de resistencia por efecto de las voladuras o

por la relajación de tensiones al realizar la excavación, (Hoek et al., 2002).

De acuerdo con la última modificación del año 2002, la formulación del criterio es:

σ 1'=σ3

'+σc (mb

σ3'

σc

+S)a

El cual está incorporado en el software de análisis Phase2.

2.3.6. PROCESO CONSTRUCTIVO DE TÚNELES EN ROCA

(López Jimeno, 2000) El sistema de perforación y voladura (Drill & Blast) para la

perforación de túneles, galerías o cavernas es una técnica convencional que aun hoy se

utiliza con profusión, debido a las numerosas ventajas que presenta frente a la

excavación mecánica con minadores y tuneladoras; versatilidad en cuanto a tipos de

roca y secciones de las obras, adaptabilidad a otros trabajos, movilidad de los equipos

y reducida inversión inicial.

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El ciclo básico de excavación mediante perforación y voladura se compone de las

siguientes operaciones:

Perforación de barrenos

Carga del explosivo y disparo de la pega

Evacuación de humos y ventilación

Saneo de los hastiales y bóveda

Carga y transporte del escombro

Replanteo de la nueva voladura

2.3.6.1. FUNDAMENTOS DE LA PERFORACIÓN ROTOPERCUTIVA

La perforación ha rotopercusión se basa en la combinación de las siguientes

acciones:

Percusión.- Los impactos producidos por el golpeo del pistón originan

unas ondas de choque que se transmiten a la boca a través del varillaje (en

el martillo en cabeza) o directamente sobre ella (en el martillo o fondo).

Rotación.- Con este movimiento se hace girar la boca para que los

impactos se produzcan sobre la roca en distintas posiciones.

Empuje.- Para mantener en contacto el útil de perforación con la roca se

ejerce un empuje sobre la sarta de perforación.

Barrido.- El fluido de barrido permite extraer el detrito del fondo del

barreno.

2.3.6.2. TIPOS DE MARTILLO

Hasta 1970, el accionamiento neumático era el único utilizado en las perforadoras

en los trabajos subterráneos. Pero desde 1974, las perforadoras hidráulicas las

fueron reemplazando en casi todos los trabajos de barrenado. Resumiendo tenemos

los siguientes:

Martillos neumáticos

Martillo hidráulicos

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2.3.6.3. SISTEMA DE AVANCE

Para obtener un rendimiento elevado de las perforadoras, las bocas deben estar en

contacto con la roca en el momento en que el pistón transmite su energía mediante

el mecanismo de impactos. Para conseguir esto, tanto en la perforación manual

como mecanizada, se debe ejercer un empuje sobre la boca que oscila entre los 3 y

5 kN, para los equipos de tipo pequeño, hasta los mayores de 5 kN en las

perforadoras grandes.

2.4. DEFINICIÓN DE TÉRMINOS BÁSICOS

En todo proyecto de investigación se deben manejar definiciones y ciertos conceptos

relacionados a nuestro trabajo, a tal efecto mencionamos a continuación los que han sido

considerados para una mejor compresión y entendimiento del mismo.

Barreno.- (López Jimeno, 2000) Es un dispositivo o herramienta utilizada para desplazar

sólidos o líquidos. El material es desplazado a lo largo de su eje de rotación, el barreno es

una parte integral de una perforadora, es la mecha del taladro.

Cara libre.- (López Jimeno, 2000) Es el lugar hacia el cual se desplaza el material cuando

es disparado, por la acción del explosivo.

Criterio de Hoek – Brown.- (Rodríguez, 2003) El criterio de rotura de Hoek-Brown es un

criterio empírico adecuado para macizos rocosos. Aunque originalmente se desarrolló para

el diseño de excavaciones subterráneas, su empleo se ha extendido a otras aplicaciones,

siempre referido a terrenos rocosos.

Detonador.- (López Jimeno, 2000) Los detonadores son también conocidos como

dispositivos de iniciación, que contienen una pequeña carga detonante, usados para hacer

detonar o iniciar un explosivo.

Distancia de proyección.- (López Jimeno, 2000) Distancia entre la boquilla de proyección

y la superficie a revestir.

Excavación.- (Robles Espinoza, 1994) Es el proceso en el cual, se hace huecos en un

terreno de forma horizontal o vertical, a mano o con máquinas; requiere de técnicas,

productos, equipos especiales y de análisis geológicos, geotécnicos e hidráulicos.

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Explosivos.- (Robles Espinoza, 1994) Un explosivo es un compuesto químico o mezcla de

componentes que, cuando es calentado, impactado, sometido a fricción o a choque,

produce una rápida reacción exotérmica liberando una gran cantidad de gas y produciendo

altas temperaturas y presiones en un breve instante de tiempo.

Gunitar.- (López Jimeno, 2000) Consiste en la puesta en obra de un mortero u hormigón a

gran velocidad, que es transportado a través de una manguera y proyectado

neumáticamente sobre un soporte.

Hastial.- (MTC, 2014) Pared lateral de una obra subterránea.

Hormigón o mortero con fibras.- (López Jimeno, 2000) Hormigón o mortero proyectado,

de cualquiera de los dos tipos anteriormente citados, que además utiliza fibras como

refuerzo para mejorar algunas características físico-mecánicas.

Hormigón proyectado.- (López Jimeno, 2000) Es un hormigón cuyo tamaño de áridos es

superior a 8 mm y que aplicado a máquina se proyecta a gran velocidad sobre una

superficie a través de una manguera y boquilla.

Perforación.- (Rodríguez, 2003) Para efectuar la voladura de rocas es necesario efectuar el

confinamiento del material explosivo, es necesario perforar la roca, a este tipo de

horadación de agujero se le conoce como perforación, y a los agujeros se les conoce

comúnmente con el nombre de taladros.

Perforadora.- (Gonzáles de Vallejo, 2002) Es el equipo de trabajo utilizado para la

perforación de los alojamientos de las barrenas para las voladuras.

Phase2.- (Rodríguez, 2003) Es un poderoso programa 2D para análisis de elementos

finitos y análisis de estrés para excavaciones subterráneos o de superficie en roca o suelo.

El software puede ser utilizado para una amplia gama de proyectos de ingeniería y diseño.

Rebote o rechazo.- (López Jimeno, 2000) Material proyectado que no queda incorporado a

la superficie a revestir al ser rechazado por esta.

Roca.- (Gonzáles de Vallejo, 2002) Una roca es una mezcla de minerales enlazados por la

presión que algún tiempo tuvo mediante las fuerzas del movimiento de la corteza terrestre.

Tal presión unió diversos materiales para juntar un monolito, un conglomerado, o tan solo

un granito de ese material. En geología se llama roca a cualquier material de origen natural

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y orgánico constituido por varios minerales y que su composición química no es definida.

Taladros.- (López Jimeno, 2000) Se llaman taladros a los agujeros cilíndricos que se

realizan en un frente de perforación, mediante la utilización de barreno u otro equipo.

Taqueador.- (Robles Espinoza, 1994) Para taquear se debe de hacer uso de varillas de

madera o de material que no produzcan chipas, y sólo con el propósito de empujar los

explosivos hasta el fondo del barreno, con el cuidado de no dañar la mecha de seguridad,

cordón detonante o alambres en el momento de taquear.

Túnel.- (Robles Espinoza, 1994) Un túnel es una obra subterránea de carácter lineal, cuyo

objeto es la comunicación de dos puntos, para realizar el transporte de personas,

materiales, entre otras cosas. Normalmente es artificial.

Velocidad de salida.- (López Jimeno, 2000) Velocidad media de las partículas del material

proyectado a la salida de las boquillas

Voladura.- (Robles Espinoza, 1994) Se denomina voladura a la acción de fracturar la roca

mediante el empleo de explosivos, sin embargo, también se emplea ese término como

sinónimo en las demoliciones con explosivos y en general, a todas aquellas acciones en las

que intervenga explosivo, también es llamada como tronadura.

2.5. MARCO METODOLÓGICO

En la presente investigación de caso evaluaremos el Túnel 4 del Corredor Vial

Interoceánico Sur, Perú – Brasil, Tramo IV, donde recopilaremos información referente al

tema de túneles, con la finalidad de obtener un conocimiento profundo de esta temática,

posteriormente se realizara evaluación del refuerzo estructural en la etapa de diseño, en la

etapa de construcción y finalmente evaluar conjuntamente el refuerzo estructural en ambas

casos, y mostrar la variación en el presupuesto producto del posible cambio estructural.

De acuerdo a las características de la pregunta de investigación, objetivo e hipótesis se

encuentra dentro del enfoque descriptivo, no correlacional, puesto que se tiene como

propósito evaluar el diseño de refuerzo del túnel 4, tanto en la etapa de diseño y en la etapa

del proceso constructivo.

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44Capítulo 3. Ingeniería del Proyecto

CAPITULO III: INGENIERÍA DEL PROYECTO

3.1. ESTUDIOS DE INGENIERÍA BÁSICA

3.1.1. INTRODUCCIÓN

El presente ítem tiene como objetivo presentar los estudios básicos de ingeniería del

Túnel 4 del Corredor Vial Interoceánico Sur Perú – Brasil, Tramo 4 que se ubica entre

las progresivas km 248+747.00 al km 248+857.70.

El Túnel 4 consiste en la ampliación en menor escala (1 m) al túnel existente (km

248+801.00 al km 248+846.00) y la construcción de un túnel paralelo al existente (km

248+747.00 al km 248+857.70), dando una configuración de doble túnel, ambos

túneles tendrán una sección terminada de 6 m de ancho con un ancho de vía de 5.40 m

y una vereda a un lado de la misma de 0.60 m, que se proyectan de la siguiente

manera:

Ampliación túnel existente - eje izquierdo: Longitud = 45 m

Progresiva Inicio : km 248+801.00

Progresiva Final : km 248+846.00

Túnel nuevo (paralelo) - eje derecho: Longitud = 110.70 m

Progresiva Inicio : km 248+747.00

Progresiva Final : km 248+857.70

De acuerdo al estudio geológico no es recomendable la ampliación del túnel en 10 m,

por lo que se modificó el trazo inicial, a un trazo con dos ejes (uno por cada carril de

tránsito), lo que permitirá ampliar en menor escala el túnel existente y construir un

túnel paralelo con iguales características geométricas.

W. Olartegui Vera


El túnel existente tiene una longitud de 45 m desde el km 248+801.00 al km

248+846.00, y el túnel paralelo inicia en el km 248+747.00 extendiéndose hasta el km

248+857.70, Figura 7 y Figura 8.

Figura 7: Portal de ingreso del túnel paralelo km 248+747.00


Figura 8: Portal de salida túnel paralelo km 248+857.70


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Portal de ingreso de túnel

paralelo km 248+747.00

Portal de salida túnel

paralelo km 248+857.70


Desde el km 248+740 al km 248+800 se aprecia macizo rocoso con talud negativo,

para luego pasar a un túnel de 45 m. de longitud, Figura 9.

Figura 9: Se puede apreciar el talud rocoso negativo en la zona de pre-entrada al túnel


Figura 10: Macizo rocoso con talud negativo desde el km 248+740 al km 248+800


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Talud negativo

km 248+800

km 248+740


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Capítulo 3. Ingeniería del Proyecto

Figura 11: Plano de planta de los túneles

Figura 12: Perfil longitudinal de túnel existente km 248+801.00 al km 248+846.00, con pendiente de - 4.57% hacia San Gabán:

Figura 13: Perfil longitudinal de túnel paralelo km 248+747.00 al km 248+757.70, con pendiente de - 4.57% hacia San Gabán:

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La sección típica de los túneles paralelos se muestra en la Figura 14:

Figura 14: Sección típica – túnel revestido

SECCION TIPICA - TUNEL REVESTIDO

SR=6.00

3.50

5.40

3.00

+0.00-2.5%

0.60 0.70 1.70 3.00

Var. de 0.05 a 0.10 m.

0.20

R3.00

Eje de Túnel


(López Jimeno, 2000) La solución de doble túnel (o túneles gemelos) en carreteras suele

venir también recomendado por otras razones: la conveniencia de tener el tráfico en un

solo sentido en vías de cierta importancia. En estos casos, la sección de dos carriles es la

mínima a considerar para cada túnel sencillo.

En todo caso, es muy importante que el macizo de roca entre cada dos secciones contiguas

no sea inferior a los 2 diámetros (o 2 veces la dimensión mínima, en el caso de carreteras,

normalmente la altura de excavación), para evitar la influencia negativa de la proximidad

en el comportamiento geomecánico de la roca.

No se requerirá el corte de los taludes negativos al ingreso y salida del Túnel 4 (lado

izquierdo), únicamente se ejecutará un sistema de sostenimiento con pernos de anclaje a

fin de incrementar el factor de seguridad de los mismos, Figura 15.

W. Olartegui Vera


Figura 15: Sección típica del ingreso al túnel existente


3.1.2. ESTUDIOS GEOLÓGICOS

(INTERSUR, PID Túnel 4: km 248+747.00 al km 248+857.70, 2011) En el área de

estudio relacionada con la ampliación del Túnel 4 se han encontrado básicamente dos

unidades litológicas, que se distribuyen en superficie o encampane y a nivel de la obra

subterránea, tal como se indica a continuación:

3.1.2.1. GEOLOGÍA DE SUPERFICIE (ENCAMPANE)

Según proyecto del PID el tramo considerado como sector crítico está

comprendido entre km 248+750 al km 248+855; sin embargo el túnel propiamente

dicho se enmarca entre km 248+800 al km 248+840. Cabe mencionar que las

características lito-estructurales que se describen incluyen zonas no pertenecientes

al túnel a ampliarse (zonas adyacentes); tal como se describe líneas abajo:

A. ZONA DE PRE-ENTRADA DEL TÚNEL (OLLACHEA) km 248+740

A km 248+820

W. Olartegui Vera


La unidad litológica del talud superior derecho está representada por un

macizo intrusivo de naturaleza granítica, color gris blanquecino, de grano

grueso, de alta densidad, ligeramente alterado, poco fracturado, de alta dureza

y resistencia. El talud de corte de la actual carretera, tiene taludes inclinados de

fuerte pendiente, declives verticales e incluso en contrapendiente (talud

negativo). Las discontinuidades presentan los caracteres siguientes: r = 348º y

Bz = 70º NE, r = 350º y Bz = 55º SW.

Entre el km 248+750 a km 248+800, los rasgos estructurales (orientaciones) de

las diaclasas, son: r = 350º y Bz = 60º NE, r = 335º y Bz = 60º SW.

En el km 248+785; hay una falla con rumbo r = 35º y Bz = 80º NW.

Luego, entre el km 248+800 al km 248+820, lado derecho de la vía, las

diaclasas tienen la siguiente orientación: r = 20º y Bz = 35º SE, r = 60º y Bz =

75º NW.

En el sector izquierdo predominan las diaclasas con r = 195º y Bz = 55º SE, r

= 310º y Bz = 50º SW.

B. ZONA PORTAL DE ENTRADA TÚNEL “ET” (OLLACHEA)

El Portal de entrada del túnel (ET) se ubica en el km 248 + 800 la roca tipo

granito continúa con características de alteración ligera, poco fracturada, dura,

resistencia alta y peso específico moderado; los caracteres estructurales de las

diaclasas poseen los valores siguientes: r = 340º y Bz = 75º SW, r = 352º y Bz

= 80º NE; y de una falla de r = 25º y Bz = 70º NW.

Esta zona del hastial izquierdo se encuentra en condiciones de frágil

estabilidad debido a que, el macizo rocoso se encuentra fracturado y con

discontinuidades abiertas, el cual obligaría a desplazar el eje de la vía hacia el

hastial derecho y reforzar este tramo inicial del hastial izquierdo.

La clasificación presentada en el perfil geológico propone para el tramo

248+790/800 una zona de tratamiento especial. La condición de macizo

indicado líneas arriba penaliza a la roca como de regular a mala.

C. TRAMO km 248 + 800 A km 248 + 840

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El macizo rocoso continúa conformado de roca intrusiva de naturaleza

granítica, grano grueso, gris blanquecino; las condiciones geotécnicas mejoran

para el hastial derecho, por cuanto el macizo presenta una alteración ligera,

poco fracturado, alta dureza y resistencia, pero, no para el hastial izquierdo

debido a su alto fracturamiento, discontinuidades abiertas y con poca

cobertura lateral.

Los rasgos estructurales de las fallas corresponden a: r = 300º y Bz = 55º SW,

r =25º y Bz = 70º NW.

Los rasgos estructurales de las diaclasas son: r = 220º y Bz = 60º SE, r = 45º

y Bz = 65º SE.

A la altura de 248+830 a 248+840, las familias de diaclasas tienen r = 25º y

Bz =60º SE, r = 125º y Bz = 80º NE, y las fallas con rumbo r = 15º y Bz = 65º

NW; y con r = 300º y Bz = 70º NE (termina en la salida del túnel “ST”).

D. TRAMO 248 + 845 – 248 + 855

El macizo ofrece características lito – estructurales similares a las del tramo

anterior, pero las estructuras tienen: r = 100º y Bz = 45º NE, r = 275º N y Bz = 75º

SW.

E. TRAMO 248 + 855 – 248 + 870

Tramo en terreno coluvio – aluvial con bloques hasta 2.00 m de diámetro,

angulosos de naturaleza granítica, relleno areno-limoso con gravas y cantos

rodados, de baja a moderada compacidad, húmedo. Talud estable.

F. ZONA PORTAL DE SALIDA TÚNEL “ST” (SAN GABÁN)

El macizo rocoso está conformado de roca intrusiva de naturaleza granítica, grano

grueso, color gris blanquecino, ligeramente alterada, poco fracturado, alta dureza y

resistencia. Las discontinuidades tienen los siguientes rasgos estructurales de

orientación: r = 130º y Bz = 75º NE, r = 180º y Bz = 35º E, r = 140º y Bz = 80º

NE. Se observa un fallamiento que cruza el túnel hacia la pared derecha y

discontinuidades que forman cuñas y bloques inestables.

W. Olartegui Vera


G. CONDICIONES HIDROGEOLÓGICAS.

En el relieve o encampane del túnel no hay ocurrencia de agua en forma

permanente. Sin embargo en época de lluvias, genera escorrentías temporales, que

discurren en forma laminar y cursos lineales. Un porcentaje del volumen de

escorrentía se percola y constituye el agua subterránea, que se infiltra por los

planos de discontinuidades del macizo y afloran en la obra subterránea en forma de

goteras, o filtraciones.

3.1.2.2. CONDICIONES GEOLÓGICAS DEL TÚNEL EXISTENTE

Las características lito estructurales que corresponden al sector inicial del túnel

son:

A. Tramo km 248 + 800 a km 248 + 820

El macizo rocoso es de naturaleza granítica, muy fracturada y alterada, color

gris blanquecino, alta densidad, de alta dureza y resistencia, húmedo. El hastial

izquierdo presenta hasta tres sistemas de discontinuidades las cuales se

encuentran abiertas. Las características estructurales son:

Hastial de r ech o :

Fallas r = 25º, Bz = 70º NW y r = 300º, Bz = 55º SW.

Diaclasas r = 20º, Bz = 70º SE y r = 120º, Bz = 40º SW.

Hastial Iz q uierd o :

Fallas r = 45º y Bz = 68º NW.

Diaclasa r = 315º y Bz = 68º NE, r = 15º y Bz = 80º SE.

B. Tramo km 248 + 820 a km 248 + 830

El macizo rocoso es de naturaleza granítica, poco fracturado, ligeramente

alterada, color gris blanquecino, alta densidad, de alta dureza y resistencia,

húmedo. Las características estructurales son:


W. Olartegui Vera


Fallas r = 25º, Bz = 70º NW y r = 300º, Bz = 55º SW.

Diaclasas r = 20º, Bz = 70º SE y r = 120º, Bz = 40º SW.


Fallas r = 45º y Bz = 65º SE y r = 10º y Bz = 80º SE.

Diaclasa r = 220º y Bz = 60º SE.

C. Tramo km 248 + 830 a km 248 + 840

Roca granítica, gris blanquecino, alta densidad, alta dureza y resistencia,

ligeramente alterada. Las características estructurales son:


Falla r = 15º, Bz = 65º NW (cruza túnel).

Diaclasas r = 25º, Bz = 60º SE y r = 5º, Bz =55º SE.


Falla r = 330º, Bz = 60º SW.

Diaclasas r = 300º, Bz = 75º NE y r = 160º, Bz =55º NE.

D. Tramo salida túnel: Desemboque (San Gabán) (248 + 840 al 248 + 245)

La roca tipo granito se encuentra fracturada, alteración moderada, dura y

resistente, seca. Los caracteres estructurales corresponden a:

Fallas: r = 100º, Bz = 75º SW; r = 140º, Bz = 80º NE y r = 140º, Bz = 75º

NE.

Fracturas: r = 130º, Bz = 75º NE; r = 100º, Bz = 75º SW y r = 180º, Bz =

35ºE

La presencia de las fallas y fracturas en este tramo condiciona algunos

factores de clasificación geomecánica por hallarse en un portal.

E. Tramo km 248 + 845 a km 248 + 855 (Termina la roca, hastial derecho)

W. Olartegui Vera


El macizo rocoso granítico presenta alta resistencia, moderada alteración

con oxidaciones en caras de discontinuidades. Los caracteres estructurales son:


Diaclasas r = 340º, Bz = 60º NE y r = 340º, Bz = 60º SW


Diaclasas r = 155º, Bz = 53º NE y r = 285º, Bz = 75º SW

F. Tramo km 248 + 855 a km 248 + 870

Suelo coluvio-aluvial, constituido de elementos heterométricos hasta 2 m de

diámetro, englobados en matriz arena – limosa de moderada a baja

consistencia, de baja plasticidad. El conjunto del terreno (talud superior) es

potencialmente inestable.

Figura 16: Vista de la zona del talud superior lado derecho de la vía, portal de salida del Túnel 4.


Figura 17: Vista de la zona del portal de salida del Túnel 4. Con línea roja se muestra la falla.

W. Olartegui Vera



Figura 18: Portal de entrada del túnel existente. Con línea roja punteada se ha demarcado las fracturas que forman cuñas en la parte superior.


3.1.3. ANÁLISIS GEOMECÁNICO

Los hastiales y la bóveda del túnel están representados por roca tipo granito, poco

fracturado y poco alterado. Para el análisis geomecánico se ha empleado las

W. Olartegui Vera

Proyección de falla

Proyección de falla


clasificaciones geomecánicas RMR (Bieniawski) y Q (Barton). La presencia de

infiltración de agua a través de las fallas y fracturas es estacional y de baja

escorrentía; en cuanto a las fallas existentes que han perturbado al macizo persisten en

longitudes mayores a los 20 m.

Cabe tener presente que los resultados de la clasificación y valoración geomecánica del

túnel en su hastial derecho, donde se realizaran trabajos de ampliación, están

consolidados y expuestos considerando una evaluación integral, es decir que los

valores son extensivos para toda la obra subterránea, sin embargo, se debe prestar

especial atención a la estabilidad del hastial izquierdo en su tramo inicial km 248+800

– 248+820. Puntos importantes considerados en la etapa de diseño:

Túnel en roca granítica, poco alterada, con alta dureza y resistencia,

ligeramente fracturada. Presenta esporádicos humedecimientos.

La clasificación de la de roca a lo largo del túnel varía entre los tipos II y

III, localmente en el hastial izquierdo roca IV.

Los valores del RMR varían de 53 a 72, resultando que el macizo mayormente

tenga calidad Buena y Regular, y puntualmente calidad Mala (inicio de hastial

izquierdo portal de entrada y parcialmente el portal de salida).

Los rumbos de las discontinuidades cruzan al eje del túnel, mientras que los

buzamientos se inclinan hacia los hastíales; algunos cortan al eje

inclinadamente hacia la salida del túnel. Resultando cierta tendencia a formar

fallamientos tipo cuñas.

Los valores del Índice Q de Barton varían según los valores: 10, 4, 12, 7,

0.403, 8, 29, 52, 5, 10, 0.83, 15, 8, 28, 20, 5, lo que corresponde a macizos de

calidad Buena y Regular, y puntualmente calidad Mala (inicio de hastial

izquierdo portal de entrada y parcialmente el portal de salida).

Puntualmente en el tramo 248+800 – 248+820 hastial izquierdo de la boca de

entrada del túnel 4, el macizo rocoso se presenta muy fracturado, con

discontinuidades abiertas y con poca cobertura lateral.

En base a los puntos mencionados anteriormente, presentamos los tipos de roca

encontrados y las recomendaciones del sostenimiento según el siguiente Cuadro 8:

W. Olartegui Vera


Cuadro 8: Sostenimiento recomendado en la etapa de diseño del Túnel 4, km 248 + 750 (inicio del túnel nuevo) al km 248+846 (fin del túnel existente)

UBICACIÓN RMR QTIPO

DE ROCA

RECOMENDACIONES

Pre Entradakm 248 + 750 a km 248 + 800

64 15 II Pernos (ø 19 mm), de 3 m a 6 m de

largo @ 2.00 m. Hormigón lanzado de e=5 cm.

Entrada Hastial Izquierdo

35 0.83 IV

Pernos (ø 25 mm), de 2 m a 5 m de largo, en hastial izquierdo.

Hormigón lanzado reforzado con malla de acero.

Cimbras de acero.

Entrada Hastial Derecho

53 8 III

Pernos (ø 19 mm), de 3 m de largo desde la clave del túnel hacia el hastial derecho.

Hormigón lanzado. Cimbras de acero.

Salida Hastial Izquierdo

35 0.83 IV

Pernos (ø 25 mm), de 2 m a 5 m de largo, en hastial izquierdo.

Hormigón lanzado reforzado con malla de acero.

Cimbras de acero.

Salida Hastial Derecho

58 2-5 III

Pernos (ø 19 mm), de 3 m de largo desde la clave del túnel hacia el hastial derecho.

Hormigón lanzado. Cimbras de acero.


W. Olartegui Vera


3.2. EVALUACIÓN DEL TÚNEL EN SU ETAPA DE DISEÑO

3.2.1. REFUERZO DE PILAR IZQUIERDO DEL TÚNEL EXISTENTE

La presente ítem tiene como objetivo evaluar refuerzo que se formuló en la etapa de

diseño necesario para el hastial izquierdo del túnel existente, para la ejecución de un

túnel paralelo. El refuerzo mediante pernos también se orienta a incorporar al túnel

existente el factor de seguridad compatible con la condición geológica del macizo

rocoso.

Básicamente, esta solución surgió luego de la comparación entre la propuesta inicial de

ensanchamiento del túnel existente (de 5 m de ancho actual) a 10 metros para un sentido

doble de tráfico, con la alternativa de ejecución de un túnel paralelo de ancho de 6 m,

manteniendo el túnel existente para el tráfico con sentido a Azángaro y el nuevo túnel

para el tráfico con sentido a Inambari, y con una separación mínima entre los dos túneles

del orden de 5 m.

Aparte de las ventajas ejecutivas y operativas de la carretera durante las excavaciones, la

solución de túnel paralelo no genera incrementos significativos en la carga de este pilar

externo, elemento crítico del equilibrio del conjunto, mientras que la solución original de

ensanchamiento presentaría un incremento significativo de carga vertical en este pilar.

Los cálculos presentados se orientan a estimar la carga actuante sobre el pilar izquierdo

del túnel existente, en las fases previstas de excavación, mediante el modelaje del

macizo rocoso y de sus discontinuidades principales. Para tal efecto, se levantó en

campo la geometría de estas discontinuidades y se estimaron los parámetros de

resistencia de la roca matriz y de estas discontinuidades, aplicadas en modelos elástico-

plásticos lineales de cálculo según el método de los elementos finitos.

3.2.1.1. SITUACIÓN DEL TÚNEL EXISTENTE

El Túnel 4 es un paso subterráneo existente, con ancho para tan sólo un sentido de

tráfico y presenta un delgado pilar externo de roca, de espesor variable del orden de

2 m a 6 m, para una extensión total de excavación del orden de 45 m. Este pilar

externo soporta una masa potencial significativa de carga vertical, correspondiente al

volumen de roca superior regido por las discontinuidades del macizo y por la

geometría del talud.

W. Olartegui Vera


Figura 19: En círculo rojo se muestra el delgado espesor del hastial izquierdo de la entrada del túnel existente


Se estimó que, en función de las condiciones geológicas de las discontinuidades del

macizo, el incremento de carga en el pilar izquierdo en función del ensanchamiento

del túnel existente generaría la necesidad de ejecución de un refuerzo ejecutivo

exagerado para garantizar la seguridad ejecutiva y de operación de la concesión.

Figura 20: Aspecto de la fractura al interior del túnel existente, en el lado lateral del pilar externo.

W. Olartegui Vera



Además, los trabajos de ensanchamiento del túnel en estas condiciones tendrían que

ser muy cuidadosos, lo que generaría diversas paralizaciones de tráfico, causando

incomodidades a los usuarios.

Finalmente concibió la alternativa del túnel paralelo para una de las vías de tráfico

con sólo una pequeña excavación en el túnel preexistente (del orden de 1 m de

ancho adicional para el paso peatonal), con miras a minimizar el incremento de

carga en el hastial izquierdo.

De esta forma, también sería posible reforzar previamente el túnel existente con

shotcrete, malla de acero y pernos en todo su contorno, interfiriendo de manera

controlada en la vía actual. Durante la excavación del nuevo túnel paralelo, la vía

existente sería interrumpida sólo para las detonaciones del nuevo túnel,

obteniéndose menores períodos de bloqueo.

A continuación se presentan los cálculos realizados en diversas situaciones

potenciales, en las diversas etapas de trabajo, con miras a evaluación de la variación

de los esfuerzos incidentes en el pilar externo, crítico para el equilibrio del paso

subterráneo.

3.2.1.2. MODELOS DE CÁLCULO DESARROLLADOS

W. Olartegui Vera


Recopilamos información del Expediente del Túnel 4, para la evaluación en la etapa

de diseño de los esfuerzos incidentes en el pilar externo del Túnel 4, se utilizó el

Programa Phase2, de Rocscience Inc., programa de cálculo computacional que

utiliza el método de los elementos finitos.

El modelo inicial utilizó la geometría del punto medio del paso subterráneo, en el

km 248+810, considerado representativo del comportamiento típico esperado en

caso de variación de la carga solicitante del pilar externo durante las excavaciones.

Asimismo, se elaboraron modelos con espesor del pilar externo menor (más

próximo a la entrada del túnel) y con espesor del pilar externo mayor (más próximo

a la salida del túnel), para la evaluación del comportamiento en las situaciones

existentes.

Figura 21: Modelo general utilizado para comparaciones en el Túnel 4


Figura 22: Fase 1, Situación sin excavación

W. Olartegui Vera



Figura 23: Fase 2, Situación aproximada antes de la ejecución de trabajos. Este caso ilustra el espesor mínimo del pilar externo del orden de 3.5 m


Figura 24: Fase 3, Ejecución del túnel paralelo


Figura 25: Fase 4, Ensanchamiento del túnel preexistente en casi un 1 m

W. Olartegui Vera



Los parámetros de resistencia para los materiales se adoptaron en función de los

estudios geológicos.

Para la matriz rocosa se adoptaron los siguientes valores:

Densidad : 2.7g/cm3 (26.5 kN/m3)

Módulo de Young E (elasticidad) : 1.6 x105 kg/cm2

Coeficiente de Poisson v : 0.24

Cohesión : 100 kp/cm2

Ángulo de fricción interno : 35º

Para las discontinuidades después de las consideraciones de ajustes en los

parámetros originales ensayados de valores de ángulo de fricción y cohesión, se

adoptaron para fines de procesamiento los siguientes valores:

Ángulo de fricción : 45º

Cohesión : nula

Los modelos fueron divididos, para efectos de evaluación, en 5 principales

situaciones tal como se muestra en la tabla siguiente:

Cuadro 9: Modelos de discontinuidades para su evaluación en Phase2

W. Olartegui Vera


CASOMODELO DE

DISCONTINUIDADES

BUZAMIENTO CON LA

HORIZONTAL

CAMBIO DE BUZAMIENTO CON LA HORIZONTAL

CAMBIO DE INCLINACIÓN

ESPESOR DEL PILAR EXTERNO

(m)

M1 Cada 2 m 60º hasta 20 m 55º hasta superficie 5º 3.50




M5Cada 2 m 60º hasta 20 m 50º hasta superficie 10º 3.50

Cada 1 m 60º (buzamiento con la horizontal para la derecha) 3.50


Para mayor esclarecimiento, siguen ilustraciones de cada una de las situaciones de

cálculo:

W. Olartegui Vera


Figura 26: Caso M1, modelo de discontinuidades cada 2 m, de buzamiento con la horizontal

para la izquierda de 60º hasta 20 m sobre el túnel y de 55º hasta la superficie del macizo

(cambio de inclinación de las discontinuidades de 5º) y espesor mínimo del pilar externo

del orden de 3.5 m





externo del orden de 3.5 m


W. Olartegui Vera





externo del orden de 3.5 m





externo del orden de 2 m


W. Olartegui Vera


Figura 30: Caso M5, modelo de discontinuidades cada 2 m de buzamiento con la


macizo, aparte de discontinuidades cada 1 m en el pilar externo con sumergida con la

horizontal para la derecha de 60º y espesor mínimo del pilar externo del orden de 3.5 m.


3.2.1.3. RESULTADOS OBTENIDOS

Todos los modelos, en las condiciones consideradas, lograron alcanzar el equilibrio

con los parámetros adoptados. Se calcularon los valores de tensión vertical y

horizontal, para cada caso, en la perpendicular al talud de menor espesor del pilar

externo junto al túnel existente, conforme se ilustra a continuación.

Figura 31: Tensiones verticales en el ancho menor del pilar externo del túnel

existente


W. Olartegui Vera

Capítulo 3. Ingeniería del Proyecto

A partir de entonces, los valores de tensión vertical y horizontal fueron integrados y se calcularon las cargas totales incidentes en esta región del macizo, correspondiente al esfuerzo aplicado sobre el pilar externo al túnel existente en cada fase. Los resultados de carga son resumidos en la siguiente presentada, Cuadro 10:

Cuadro 10: Gráfico de desarrollo de las tensiones verticales y horizontales en cada una de las fases consideradas en los casos

MODELOS DE DISCONTINUIDADES CARGAS VERTICALES CARGAS HORIZONTALES CARGA RESULTANTE

Caso

Anch

o de

pila

r ext

erno

(m)

Incli

nació

n de

las

disc

ontin

uida

des

(º)

Espa

ciado

ent

re

disc

ontin

uida

des

(m)

Ángu

lo d

e Fr

icció

n in

tern

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la

s di

scon

tinui

dade

s (º)

Defle

xión

de d

iscon

tinui

dad

( º)

Dist

ancia

ver

tical

de

defle

xión

al

tech

o de

túne

l(m)

Fase

1 (t

f/m)

Fase

2 (t

f/m)

Fase

3 (t

f/m)

Fase

4 (t

f/m)

Incr

emen

to d

e ca

rga

entre

Fas

e 2

y Fa

se 3

(tf/m

)

Incr

emen

to d

e ca

rga

entre

Fas

e 2

y Fa

se 4

(tf/m

)

Fase

1 (t

f/m)

Fase

2 (t

f/m)

Fase

3 (t

f/m)

Fase

4 (t

f/m)

Incr

emen

to d

e ca

rga

entre

Fas

e 2

y Fa

se 3

(tf/m

)

Incr

emen

to d

e ca

rga

entre

Fas

e 2

y Fa

se 4

(tf/m

)

Carg

a to

tal c

ompu

esta

‐ Fase

4 (tf

/m)

Incr

emen

to to

tal e

ntre

Fas

e 2

y Fa

se 4

(tf/m

)

M1 3,5 60 2 45 5 20 231.75 608.74 635.81 747.98 27.07 139.24 23.02 168.42 171.01 184.72 2.59 16.30 770.45 140,19 104% 123% 102% 110%

M2 3,5 60 2 45 10 20 172 376.68 387.82 440.33 11.14 63.65 16.28 102.11 105.07 107.52 2.96 5.41 453,26 63,88 103% 117% 103% 105%

M3 3,5 60 4 45 5 20 230.23 438.63 439.96 667.47 1.33 228.84 18.46 94.94 98.32 127.70 3.38 32.76 679.58 231.17 100% 152% 104% 135%

M4 2 60 2 45 10 20 92.16 278.30 285.26 342.66 6.96 64.36 16.60 59.35 59.93 64.02 0.58 4.67 348.59 64.54 103% 123% 101% 108%

M5 3,5 60(x2) 2 45 10 20 132.12 408.76 421.47 484.99 12.71 76.23 11.35 80.16 82.03 99.19 1.87 19.03 495.03 78.57 103% 119% 102% 124%

Fase 1 ‐ Macizo natural, sin excavaciones subterráneas Fase 2 ‐ Fase actual, sólo con el túnel preexistente Fase 3 ‐ Excavación del túnel paralelo Fase 4 ‐ Ensanchamiento de 1m en túnel existente * Los porcentajes bajo los valores de cargas verticales y horizontales representan la proporción con el valor estimado de la fase anterior


W. Olartegui Vera


Obsérvese que en todos los casos, la ejecución del túnel paralelo para el otro sentido

de tráfico influye poco en las especificaciones establecidas en la Fase 2 (presencia

del túnel existente), generando alteraciones en la carga del orden máximo de 4%. Ya

el ensanchamiento del túnel existente (considerado en los modelos con un ancho de

1m, a favor de la seguridad, presenta incrementos en la carga del pilar externo del

orden máximo de 24% respecto a la situación con los dos túneles previamente

excavados.

Adjuntamos los gráficos de flujo de tensiones verticales y horizontales y de

desplazamientos de los casos analizados:

A. GRÁFICO DE TENSIONES CON EL PILAR EXTERNO INFERIOR A 3.5

m:

Figura 32: Ilustración de las tensiones principales en el macizo no excavado


Figura 33: Ilustración de las tensiones principales en el macizo con la presencia del túnel existente

W. Olartegui Vera



W. Olartegui Vera


Figura 34: Ilustración de las tensiones principales en el macizo con la presencia del túnel existente y del túnel paralelo (no ocurre grandes alteraciones en los esfuerzos del pilar

externo en esta fase)


Figura 35: Ilustración de las tensiones principales en el macizo con la presencia del túnel existente ensanchado y del túnel paralelo (Existe algún incremento de carga no

significativo)


Respecto a los desplazamientos totales: Es posible ver las influencias en el macizo

rocoso de las fases de excavaciones subterráneas, conforme la siguiente secuencia:

W. Olartegui Vera


Figura 36: Desplazamientos iniciales, sólo en las fajas de roca con discontinuidades que interceptan el talud


Figura 37: Desplazamientos después de la excavación del túnel existente, con ampliación de los valores y mayor alcance de los desplazamientos


Figura 38: Desplazamientos después de la excavación del túnel paralelo, con contribución insignificante a los desplazamientos previos


W. Olartegui Vera


Figura 39: Desplazamientos después del ensanchamiento del túnel originariamente existente, con contribución insignificante a los desplazamientos previos


Figura 40: Ampliación de los desplazamientos en escala distorsionada, con el desplazamiento de las fajas de roca entre discontinuidades principales y el alejamiento de

las discontinuidades resultantes de los cambios de curvatura de éstas sobre el túnel.


B. GRÁFICO DE TENSIONES CON EL PILAR EXTERNO INFERIOR A 3.5

m:

Las diagonales comprimidas que equilibran el macizo rocoso todavía tienen espacio

suficiente para desarrollarse fuera de la excavación subterránea, no acarreando flujos

de carga grandes, como ilustran las figuras siguientes.

W. Olartegui Vera


Figura 41: Flujo de tensiones principales de compresión en la primera fase (sin excavaciones) con espesor del pilar externo superior a 4.5 m


Figura 42: Flujo de tensiones principales de compresión en la segunda fase, con espesor del pilar externo superior a 4.5m. Nótese que la faja más comprimida se

mantiene entre el túnel existente y el talud.


W. Olartegui Vera


Figura 43: Flujo de tensiones principales de compresión en la tercera fase (con el túnel paralelo también ya excavado), con espesor del pilar externo superior a 4.5 m. Obsérvese

que la faja más comprimida se mantiene entre el túnel existente y el talud.


Figura 44: Flujo de tensiones principales de compresión en la cuarta fase (con el túnel existente ensanchado)


Figura 45: Desplazamientos principales siempre más allá del túnel existente, cuando el espesor del pilar externo es superior a 4.5 m

W. Olartegui Vera



W. Olartegui Vera


3.3. EVALUACIÓN DEL TÚNEL 4 EN SU ETAPA DE CONSTRUCCIÓN

3.3.1. PROCESO CONSTRUCTIVO DEL TÚNEL 4 POR EL SISTEMA DE

EXCAVACIÓN DRILL & BLAST (PERFORACIÓN Y VOLADURA)

Existen diversos sistemas de excavación de túneles, que tienen en cuenta

mayoritariamente las características del terreno que en nuestro caso es un macizo

rocoso con RMR > 35, longitud máxima del túnel L=110 m y sección de excavación

41.4 m2, para el cual el sistema de excavación más adecuado según el Cuadro 11 del

“Manual de Carreteras Túneles, Muros y Obras Complementarias” vendría a ser el

sistema de excavación: PERFORACIÓN Y VOLADURA (DRILL & BLAST):

Cuadro 11: Resumen general de sistemas de excavación

CONDICIONANTES

GEOTÉCNICOS LONGITUD

SIS

TE

MA

S D

E E

XC

AV

AC

IÓN

PERFORACIÓN Y VOLADURAmacizos rocosos

RMR > 40

L < 1500 m

EX

CA

VA

CIÓ

N M

EC

ÁN

ICA

RETROEXCAVADORA CON CAZOsuelos y rocas alteradas

RMR < 20

RETROEXCAVADORA CON MARTILLO HIDRÁULICO

rocas alteradas o rocas medias RMR < 40

ROZADORASresistencia a

compresión simple entre 60 – 140 MPa

TU

NE

LA

DO

RA

S

TUNELADORA ABIERTA (TOPO)

macizos rocosos de buena calidad y

homogéneos

L > 4500 m

ESCUDO SIMPLEmacizos rocosos de

calidad media

DOBLE ESCUDOmacizos rocosos desde

RMR > 40

EPBsuelos cohesivo y frente

estable

HIDROESCUDOsuelos no cohesivos bajo carga hidráulica

Fuente: (MTC, 2014)

W. Olartegui Vera


Sobre el sistema de excavación: Perforación y Voladura.- Se utiliza en rocas a

partir de 80 MPa (rotura a compresión simple) y desde secciones para galerías

de evacuación de personal a grandes secciones en grandes cavernas. Que,

consiste una vez definido un plan de tiro, adecuado a la sección y la

competencia del macizo rocoso, en la realización de barrenos en el frente de

ataque y en su posterior detonación que facilita el arranque de la roca para su

posterior desescombro. Este sistema de excavación presenta el inconveniente de

irregularidades en el perfilado de la excavación, con el debido sobrecosto en el

sostenimiento y revestimiento. También hay que tener en cuenta las vibraciones

y las detonaciones por la afección que pudieran tener a la estructura de la roca

(López Jimeno, 2000).

Sobre el método de excavación: Nuevo Método Austriaco (NATM).- Es

considerado como una filosofía y no como un método estricto con unos pasos a

seguir simplemente. Se basa en aprovechar la capacidad del terreno a contribuir

en la estabilización del terreno, donde las fases más habituales que se hicieron

fueron avance y destroza. Y solo en lugares de un macizo muy competente se

realizaron a sección completa.

Sobre la ampliación del túnel existente.- Fue un caso especial, por no existir

métodos preestablecidos para este tipo de trabajos, los pasos de ejecución del

túnel se adaptaron a las circunstancias que han determinado la ampliación, que

es aumentar en un 1 m para cumplir con el ancho mínimo de diseño. Estos pasos

fueron los siguientes: Desquinchar el hastial existente a mantener, perfilando

hasta lograr la línea de excavación, aplicar shotcrete como prevención de un

espesor de 5 cm sobre la pared del hastial existente, y finalmente se procede a

hacer la perforación y voladura para la ampliación de la sección del túnel.

El proceso para llevar a cabo toda la excavación del túnel derecho resulta de la

combinación de los siguientes trabajos:

W. Olartegui Vera


3.3.1.1. ELABORACIÓN DEL PLAN DE VOLADURA, ADECUADO POR

FASES, SECCIÓN Y COMPETENCIA DE LA ROCA

Las voladuras en túneles se caracterizan por no disponer inicialmente de ninguna

superficie libre de salida, salvo el propio frente de ataque. El principio de

ejecución se basa en crear un hueco libre con los barrenos del cuele y contracuele

hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección, Figura 46:

Figura 46: Zonas de una voladura en el Túnel 4


El plan de voladura del Túnel 4, está compuesto en dos avances:

Avance 1 : contorno, destroza y cuele

Avance 2 : zapatera

Tal como se muestra en la siguiente Figura 47:

W. Olartegui Vera


Figura 47: División del plan de voladura


En el área de avance 1, la destroza requiere consumos específicos de explosivo

entre 4 y 10 veces superiores, y los barrenos de contorno son los que establecen la

forma final del túnel, y se disponen con un reducido espaciamiento entre ellas,

Figura 48:

Figura 48: Plan de voladura del área de avance 1

W. Olartegui Vera



3.3.1.2. REPLANTEO EN OBRA DE LOS BARRENOS

Con antelación al inicio de las obras de replanteo, se deberá elaborar un plan de

voladura de acuerdo a las características del mapeo del frente de perforación.

Figura 49: Testigos del frente de avance


Se ejecutan de acuerdo con las secciones transversales mostrados en los planos de

replanteo. El avance se hizo tanto por el frente de ingreso como salida del Túnel 4:

Figura 50: Estado inicial del frente de excavación de salida del Túnel 4

W. Olartegui Vera



Figura 51: Replanteo de barrenos en el frente de excavación


3.3.1.3. PERFORACIÓN DE LOS BARRENOS

Se utilizó la perforación rotopercutiva, donde la principal herramienta es el

martillo de tipo hidráulico (por transmitir la fuerza inicial al pistón a través de un

caudal regulado de aceite), martillos que van montados sobre jumbos-robot (2

martillos por jumbo). Se basa en la combinación de la percusión y rotación sobre

la roca, manteniendo un empuje para mantener un contacto y un barrido del fondo

del barreno.

Figura 52: Perforación del frente del Túnel 4 con jumbo-robot

W. Olartegui Vera



Figura 53: Podemos apreciar los brazos del jumbo-robot


3.3.1.4. CARGA DE EXPLOSIVOS Y DETONACIÓN

La falta de explosivo puede llevar a que no se complete bien el arranque de la roca,

o lo que es peor, un exceso de explosivo puede ocasionar malos recortes y

sobreexcavaciones con el debido incremento de sostenimiento e incluso

inestabilidades en el frente por falta de adaptación del explosivo al terreno. Por

tanto ejecutar de tal manera que ocasionemos el menor deterioro posible en la

constitución de macizo rocoso en la zona circundante a la excavación subterránea,

permitiendo que se conserve su capacidad de auto soporte que originalmente

mantenía.

W. Olartegui Vera


Figura 54: Carga de explosivos en los barrenos


3.3.1.5. EVACUACIÓN DE LOS HUMOS Y VENTILACIÓN

Mediante insuflación de aire fresco a través de mangas dentro del túnel se logra

mantener la recirculación de aire fresco en el frente de trabajo, y garantizar la

ejecución de trabajos en condiciones sostenibles y saludables. A continuación se

muestra el sistema de ventilación, Figura 55:

Figura 55: Instalación del sistema de ventilación


Identificamos las partes principales del sistema de ventilación las cuales son las

siguientes:

1. Ventilador axial - capacidad 100.000 cfm

2. Manga de ventilación – Ø 36" - presión 10" de columna H2O

3. Distancia libre para los disparos (L=20 m)

W. Olartegui Vera


4. Ubicación respecto a la boca del túnel = 20 m

5. Rango de la velocidad en el manga V5 = 12.7 – 30.5 m/s

6. Rango de la velocidad en la túnel V6 = 0.25 – 4.20 m/s

3.3.1.6. DESQUINCHE Y PERFILADO DE LA SECCIÓN

Tan pronto los gases nocivos producto de los disparos hayan sido renovados por

aire fresco, se procederá con el “desatado” de todas las rocas sueltas con tendencia

a caer, y donde existan defectos geológicos en la superficie excavada, se procedió

con la inmediata colocación del soporte requerido.

Es importante realizar en esta etapa una buena inspección del frente, después de la

voladura y durante el saneo y perfilado del contorno para comprobar el

comportamiento del terreno frente a las voladuras. Y así poder reajustar el plan de

tiro a los condicionantes del frente (aumentar el número de barrenos en el recorte,

dejar sin cargar un hastial por cambio de terreno).

Figura 56: La plataforma de trabajo en altura se utiliza tanto para el desquinche

como carga de explosivos.

Fuente Elaboración propia

W. Olartegui Vera


El desquinche en la bóveda y los hastiales se realiza comenzando desde la bóveda

hacia abajo. El equipo empleado para la ejecución del desquinche estaba

compuesto por:

Plataforma de trabajo en altura

Perforadora

Tractor oruga

Figura 57: Retiro de desescombro generado en la voladura


Tener presente que existen las siguientes líneas de excavación:

A. Línea de sección libre: Es el perfil o contorno teórico que figura en los planos

de diseño, de la sección antes del revestimiento, dentro del cual no deberá

existir ningún material suelto o “punta” de bolonería o roca no volada.

B. Línea de mínima excavación: Se denomina así, al contorno teórico que

delimita a la sección de excavación antes del revestimiento o sostenimiento.

W. Olartegui Vera


C. Línea real de excavación: Es el perfil real ejecutado, esto incluye las

sobreexcavaciones que fueran autorizadas por el Supervisor. Los siguientes

conceptos serán utilizados para efectos de medición.

Condiciones geológicas – geotécnicas

Áreas requeridas para instalaciones especiales

Construcción de nichos o ensanches

D. Línea de pago: Es el contorno resultado de adicionar 5 cm a la Línea real de

excavación, este concepto será asumido para efectos de pago.

Figura 58: Secciones de excavación


De esta forma la sección de excavación queda de la siguiente forma:

Figura 59: Los dos túneles que conforme el proyecto del Túnel 4

W. Olartegui Vera



Figura 60: Sección de excavación del túnel derecho


3.3.1.7. FINALIZADO LA EXCAVACIÓN SE SOSTIENE EL PASE

EXCAVADO

W. Olartegui Vera


Etapa donde se sostiene el túnel para mantener la estabilidad de la excavación

realizada, cuyos tipos y elementos se indican en los Anexo 3 (Planos). El tipo de

sostenimiento final se eligió de acuerdo a la evaluación geológica que se realizó

durante el avance.

Todas las áreas inestables fueron acuñadas, fijadas con los pernos necesarios de

acuerdo a las a los nuevos diseño de obra.

A) Sostenimiento mediante pernos de anclaje y shotcrete

El sostenimiento se realizó en toda la longitud del túnel y es de carácter continuo

efectuándose preferentemente en las siguientes etapas:

En el frente de avance se aplicará una capa de shotcrete simple, en forma

preventiva en bóveda y hastiales.

Detrás del frente se instalara un soporte sistemático del techo en un ángulo

de 120º con pernos de anclaje tipo helicoidal. Utilizándose mortero de

cemento (full grountig).

Se aplicó dos o más capas de shotcrete reforzado con fibra de acero.

Instalación de malla electrosoldada.

Para luego aplicar una segunda capa de shotcrete reforzado con fibras de

acero hasta completar los espesores indicados en los planos.

Figura 61: Detalle de colocación del perno de anclaje

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Los pernos de anclaje pasivos servirán como soporte con el fin de estabilizar la

bóveda y paredes del túnel cuando la roca se presente fracturada. Estos pernos, son

fijados mediante inyección de shotcrete en toda la longitud del barreno. El perno

lleva platina y tuerca para apoyar y asegurar la malla metálica.

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Figura 62: Los círculos rojos muestran la colocación del perno


El shotcrete es una mezcla de agua, cemento, aditivo, acelerante y agregados

pétreos bien gradados (arena y grava). El proceso de mezcla húmeda de shotcrete

es aquel en el cual el aditivo acelerante de fraguado se incorpora en la boquilla

por donde se proyecta la mezcla de concreto y se agrega mediante un dosificador

presurizado.

Este concreto debe cumplir con las siguientes especificaciones, Cuadro 12:

Cuadro 12: Especificaciones del shotcrete

CONCRETO UNIDAD

Resistencias de especificación 280 kg/cm2

Edades de especificación 28 Días

Tamaño máximo de gravilla Código F= ½ Pulgada

Tiempo de manejabilidad Clima frío: 1.5 Horas

Asentamiento de diseño 6 ± 1 Pulgadas

Densidad 2200 a 2400 kg/m3

Tiempo de fraguado Clima frío:15 min. después de

colocadas

Contenido de Aire Máximo 3 %


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Las fibras metálicas no reemplazan precisamente a las armaduras convencionales,

pero su innegable aporte puede ser desechado en elementos de concreto sujetos a

significativos esfuerzo mecánicos de tracción fundamentalmente.

Cuadro 13: Características de fibra metálica de 33 mm

DIMENSIONES CARACTERÍSTICAS MECÁNICAS

Diámetro D: 0.75 mm

Largo L: 33 mm

Relación de esbeltez L/D

(33/0.75 = 44)

Rm (Tensión de ruptura por tracción del

alambre) : > 1100 MPa

∆l (Elongación a la ruptura) < 4%


Los ganchos de las extremidades de la fibra, garantizarán la buena adherencia al

concreto, Figura 63.

Figura 63: Forma de la fibra metálica


Figura 64: Shotcrete, en círculos rojos se muestra la fibra metálica


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La colocación del shotcrete se debe realizar mediante la fuerza controlada de aire

a presión, que se proyecta a través de una boquilla sobre la superficie de

aplicación, para obtener un recubrimiento de concreto compacto y resistente.

Figura 65: Aplicación del shotcrete sobre la superficie del Túnel 4


Los agregados provienen de la cantera Churumayo ubicado en km 266+500, bando

de donde se procesaron todos aquellos áridos participantes en la construcción del

proyecto. A continuación se muestra la dosificación del shotcrete (f’c = 280

kg/cm2):

Cuadro 14: Dosificación de componentes para 1 m3 de concreto proyectado

VALORES DE DISEÑO

Cemento portland Tipo I 436.00 kg/m3

Agua 203.00 lt/m3

Arena < 3/8” seco 1577.00 kg/m3

Superacelerante Meyco SA 160 10.20 kg/m3

Fibras metálicas 40.12 kg/m3

Superplastificante 7.63 kg/m3


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Figura 66: Shotcrete en falso túnel


B) SOSTENIMIENTO TIPO II

Sostenimiento en roca catalogada como de “Buena calidad”, se presenta

ligeramente fracturada, con una mina alteración y es auto estable en el perfil

excavado.

La valoración geotécnica del macizo rocoso para este tipo de sostenimiento se

encuentra entre los siguientes rangos:

Cuadro 15: Clasificación de la roca

CLASE DE ROCA Q (Barton)

II 10 < Q <40

Referencia: (INTERSUR, PID Túnel 4: km 248+747.00 al km 248+857.70, 2011)

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Alcanzado un avance máximo de 3.0 m y de acuerdo a la siguiente distribución:

a) Colocar en toda la zona de la bóveda y las paredes del túnel un soporte

sistemático con barra helicoidal de Ø 19.00 mm x 3.00 m, con relleno de

lechada (full grouting) en toda la longitud.

b) Como figuran en los detalles, las barras helicoidales tendrán un

espaciamiento de acuerdo a la clase de roca que se presente a lo largo del

túnel. El sistema de soporte se repetirá a lo largo del túnel en una longitud

igual al espaciamiento entre perno y perno.

Figura 67: Sostenimiento en roca Clase II

SR=6.00

3.50

3.00

+0.00-

R3.00

0.89

CL

SOSTENIMIENTO EN ROCA CLASE II

Shotcrete con Fibrade Acero e=4 cm

3

0.04

3.00

m.

2.10

3.00 m.

2.50

2.10

3.00 m.

2.50

1

2

3

4

5

Perno de SostenimientoEventual

Perno de SostenimientoEventual

Perno de AnclajeBarra Helicoidal Ø 19 mm

2.10


C) Sostenimiento mediante cimbra metálica

La utilización de cimbra metálica tipo reticular colocado en los falsos túneles

obedece a la necesidad de atenuar los efectos que se pueden producir por el “Golpe

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de Montaña” en razón a la liberación violenta de grandes presiones a las que se

encuentra sometido el macizo rocoso.

Figura 68: Instalación de la cimbra metálica con sus accesorios


En la construcción de túneles para obras viales se ha hecho común la construcción

de falsos túneles, se construyó un falso túnel en cada portal de los túneles, con las

siguientes dimensiones: espesor = 30 cm y longitud = 3 m, Figura 69:

Figura 69: Los falsos túneles están construidos en los portales de los túneles

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3.3.2. EQUIPO BÁSICO UTILIZADO

Perforación y excavación:

01 Jumbos hidráulicos de 02 brazos.

Carguío:

01 Cargador de bajo perfil (Scoop) capacidad de cuchara 6 yd3

02 Volquetes de 10 m3 de capacidad.

Equipo de Shotcrete y pernos:

01 Robot con brazo extendible hasta 6 metros y capacidad de 10m3/h

01 Mixer de 6m3 de capacidad

01 Elevadora para 2 Tn de capacidad.

3.3.3. ANÁLISIS DE PARTIDAS NUEVAS

El presente ítem tiene como objetivo evaluar el Análisis de Precios Unitarios de

Partidas Nuevas, como sustento para demostrar cómo se determina el precio unitario.

Estas se agrupan en el Cuadro 00:

Cuadro 16: Partidas nuevas generadas durante la ejecución del túnel

Ítem Descripción Und.

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3 m


1110.A PERNOS DE ANCLAJE 25 mm FULL GROUTING m

1112.A CIMBRA METÁLICA TIPO CELOSÍA (m) m


Para la elaboración se tomaron en cuenta las siguientes consideraciones:

a) Calculo de rendimientos

Los rendimientos que figuran en los análisis es el resultado de haber evaluado los

procedimientos constructivos, concordante con sub partidas similares.

b) Calculo de las cantidades y precios de materiales

Las cantidades de los insumos que intervienen en los análisis de precios fueron

determinados a partir de:

Planos correspondientes al Proyecto de Ingeniería de Detalle y Especificaciones

técnicas.

c) Calculo de las cantidades y tarifa de equipos

Las tarifas horarias es el resultado del costo de posesión (depreciación según fisco,

administración y seguros, intereses, mantenimiento y reparaciones) más el Costo

de Operación (combustibles, lubricantes, filtros, operador).

Con estas consideraciones presentamos el Análisis de Precios Unitarios de partidas

nuevas:

Cuadro 17: Análisis de precios unitarios de partidas nuevas

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Análisis de precios unitarios

Presupuesto 0501001 Evaluacion estructural

Subpresupuesto 001 Evaluacion estructural Fecha presupuesto 05/08/2014

P artida 1110.A PERNOS DE ANCLAJE 25 mm. FULL GROUTING

Rendimiento m/DIA 27.0000 EQ. 27.0000 Costo unitario directo por : m 43.15

Código Descripción Recurso Unidad Cuadrilla Cantidad Precio S/. Parcial S/.

Mano de Obra

0147010022 OPERARIO DE TUNEL hh 1.0000 0.2963 4.08 1.21

0147010023 OFICIAL DE TUNEL hh 1.0000 0.2963 3.66 1.08

0147010024 PEON DE TUNEL hh 2.0000 0.5926 3.30 1.96

0147010025 CAPATAZ "A" DE TUNEL hh 1.0000 0.2963 6.73 1.99

6.24

Materiales

0239900139 CARTUCHO DE RESINA RAPIDA 28mm x 305mm und 9.5205 1.06 10.09

0239900140 BROCA B R32X51MM und 0.0100 107.57 1.08

0239900141 BARRA HELICOIDAL D=25 MM X 4.5 M (MAS ACCESORIOS) und 0.2222 37.41 8.31

0239900142 BARRA INTEGRAL HEXAGONAL D=7/8" X 1.2M und 0.0100 194.30 1.94

21.42

Equipos

0337010001 HERRAMIENTAS MANUALES %MO 3.0000 6.24 0.19

0349190009 PERFORADORA NEUMATICA BBC16 (PUMA) hm 0.3100 0.0919 6.45 0.59

0349190010 PLATAFORMA DE TRABAJO EN ALTURA hm 1.0000 0.2963 43.39 12.86

13.64

Subpartidas

900101010120 AGUA INDUSTRIAL (MAX. 200 METROS) m3 0.1000 18.47 1.85

1.85

P artida 1112.A CIMBRA METALICA TIPO CELOSIA (m)

Rendimiento m/DIA 10.0000 EQ. 10.0000 Costo unitario directo por : m 123.82

Código Descripción Recurso Unidad Cuadrilla Cantidad Precio S/. Parcial S/.

Subpartidas

900101100342 CIMBRA METALICA TIPO CELOSIA und 0.0480 2,579.60 123.82

123.82

Fecha : 03/09/2014 06:29:47 a.m.


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3.3.4. DISEÑO DURANTE LA EJECUCIÓN TÚNEL 4

Los ajustes necesarios adoptados durante la etapa de ejecución de los trabajos de

construcción del Túnel 04, a partir del cambio de las condiciones geológicas

identificado durante el proceso de excavación. Dichas condiciones además

determinaron el mejoramiento de los métodos de construcción así como de los

sistemas de reforzamiento, para brindar seguridad en el lugar de las obras.

De acuerdo al mapeo geológico – geotécnico elaborado durante la fase de excavación

del túnel 4 (Anexo 5), se estableció la necesidad de definir de forma más exacta los

requerimientos del tipo de roca excavada de la sección del túnel, que dependen de la

condición del macizo rocoso encontrado durante la excavación del túnel.

Es así, que de acuerdo a las necesidades en el proceso de ejecución del túnel se van

controlando todos los parámetros geológicos que van modificando la clasificación

geotécnica del macizo rocoso y por ende los criterios de cuantificación del tipo de

material a excavar del túnel.

3.3.4.1. CALCULO DEL SOSTENIMIENTO DEL TÚNEL 4

El cálculo del sostenimiento de un túnel se puede efectuar por alguno de los

siguientes métodos:

a) Métodos Analíticos.- Parten de la hipótesis de la elasticidad y suponen que el

comportamiento del túnel es elástico hasta que se alcanza una cierta presión

interna crítica, para la cual se produce la plastificación. El sostenimiento interno

elegido debe ser capaz de resistir la citada presión interna. Como la ley de

presión/deformación del sostenimiento es conocida, el punto de encuentro entre

ambas curvas define la situación de equilibrio

b) Métodos numéricos.- Parten de la discretización del macizo mediante los

métodos de los elementos finitos. Permiten la modelización detallada de los

procesos de deformación que afectan al terreno como consecuencia de la

excavación, y el análisis de la influencia de los diferentes factores y parámetros

que intervienen en los procesos constructivos.

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c) Métodos empíricos.- Proporcionan una aproximación al sostenimiento de los

túneles, útiles en macizos rocosos fracturados, y como medio de establecer las

propiedades del macizo y los sostenimientos requeridos. Los métodos empíricos

para el cálculo del sostenimiento se basan en las clasificaciones RMR y Q. Por

ejemplo a partir de la clasificación de RMR se propone las longitudes de pase y

tiempos de estabilidad sin soporte, Figura 70.

Figura 70: Longitudes de pase y tiempos de estabilidad sin soporte (Bieniawski, 1989)



EMPÍRICOS

Para el cálculo del sostenimiento nos basamos en la clasificación RMR. Su

aplicación requiere tener en cuenta los siguientes aspectos:

Es necesario analizar la idoneidad de la clasificación geomecánica.

Los sostenimientos recomendados a partir de las clasificaciones

representan las condiciones medias del tramo considerado, y no tienen en

cuenta posibles extremos. Por ejemplo: rocas especiales.

Presentamos a continuación el sostenimiento recomendado a partir de la

clasificación RMR, Cuadro 18:

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Cuadro 18: Recomendaciones indicativas para la excavación y el sostenimiento de túneles excavados en roca (Bieniawski, 1989)

CLASE RMREXCAVACIÓN

(PASE)

SOSTENIMIENTOBULONES

(Longitud en m)SHOTCRETE CERCHAS

IMuy

Buena81-100

Sección completa. Avances de 3 m.

Ocasionalmente No necesario No necesarias

IIBuena

61-80

Sección completa. Avances 1-1.5 m. Sostenimiento

terminado a 20 m del avance.

Localmente en clave, de 2-3m.

Espaciados de 2-2.5m eventualmente con malazo.

50 mm en clave donde sea necesario.

No necesarias

IIIMedia

41-60

Avance y destroza Avances 1.5-3 m. Completar

sostenimiento a 20 m del frente.

Sistemáticamente de 3-4 m.

Espaciados 1.5-2.0 m.

Mallazo en clave.

50-100mm en clave.

30mm en hastiales.

No necesarias

IVMala

21-40

Avance y destroza Avances 1.0-1.5 m en

avance). Sostenimiento

inmediato del frente. Completar

sostenimiento a menos de 10 m del frente.

Sistemáticamente en clave y hastiales de 4-5 m.

Espaciados a 1.0 – 1.5m. Con mallazo.

100-150mm en clave.

100mm en hastiales.

Ligeras a medias, espaciadas a 1.5m donde sea necesario

VMuy mala

< 20

Galerías múltiples. Avances 0.5-11 m.

Shotcrete inmediatamente después de la voladura.

Sistemáticamente en clave y hastiales de 5-6m.

Espaciados a 1-1.5m. Con mallazo.

Bulonado en solera.

150-200mm en clave.

150 mm en hastiales.

50mm en el frente.

Medias a pesadas, espaciadas a 0.75m, con forro y longarinas donde sea necesario.

Notas (de BIENIAWSKI): Túneles de sección en herradura, máxima anchura 10 m. Excavado por voladuras.

Fuente: (López Jimeno, 2000)

En el proceso constructivo se realizó un mapeo geológico más exacto, al obtenido

en la etapa de diseño. Esto hizo que se valorara nuevamente la calidad geotécnica

del macizo rocoso tanto del túnel derecho e izquierdo, determinándose el nuevo

sostenimiento a partir de las recomendaciones de Bieniawski. A continuación

presentamos el replanteo del túnel derecho, Cuadro 19:

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Cuadro 19: Replanteo durante ejecución, Túnel derecho (nuevo)

UBICACIÓN RMR QTIPO DE

ROCARECOMENDACIONES

km 248+747a

km 248+75539 – 40 1.406 – 1.875 IV

Desquinche en bóveda y hastiales. Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos de 3x19 mm distribuidos,

sistemáticamente. Colocación de cimbras de acero.

km 248+755a

km 248+78249 – 58 4.583 – 8.333 III

Desquinche en bóveda, hastiales y frontal.

Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos de anclaje en bóveda y hastiales

de 3x19 mm con mallado de 1.7x1.7 m.

km 248+782a

km 248+79067 – 71

12.593 – 28.333

II



de 3x19 mm con mallado de 2.1 x 2.1 m.

km 248+790 – km 248+810

70 – 74 (Bóveda)

40(Hastiales)

15.938 – 31.667

(Bóveda)

3.125(Hastiales)

II(Bóveda)

IV(Hastiales)

En Bóveda: Desquinche en bóveda, hastiales y

frontal. Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos de anclaje en bóveda y hastiales

de 3x19 mm con mallado de 2.1x2.1m.En Hastiales: Desquinche en hastiales. Shotcrete preventivo en hastiales. Pernos de anclaje sistemáticos en

hastiales de 3x19mm con mallado de 1.5 x 1.5 m.

Shotcrete definitivo de 10cm en sección total.

km 248+810a

km 248+81666 – 69 14.167 II



de 3x19 mm con mallado de 2.1x2.1 m.

km 248+816a

km 248+83755 – 59 7.22 – 9.375 III



de 3x19 mm, con mallado de 1.7x1.7 m.

km 248+837a

km 248+84261 – 62 11.667 II



de 3x19 mm con mallado de 2.1x2.1 m.km 248+842

akm 248+846

61(Bóveda)

11.333 – 11.667

(Bóveda)

II(Bóveda)

En Bóveda: Desquinche en bóveda y frontal. Shotcrete en bóveda. Pernos de anclaje en bóveda de 3x19mm

con mallado de 2.1x2.1m.

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ROCARECOMENDACIONES

58(Hastiales)

7.778(Hastiales)

III(Hastiales)

En Hastiales: Desquinche en hastiales. Shotcrete en hastiales. Pernos de anclaje en hastiales de

3x19mm, con mallado de 1.7x1.7.

km 248+846a

km 248+857.753 – 59 4.44 – 7.778 III

Desquinche en bóveda hastiales y frontal.

Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos en bóveda y hastiales 3x19mm,

1.7x1.7 m.Fuente: Elaboración propia

De igual forma presentamos el replanteo del túnel izquierdo, con ligeras

variaciones respecto al plateado en el expediente técnico, Cuadro 20:

Cuadro 20: Replanteo durante ejecución, Túnel izquierdo (existente)


ROCARECOMENDACIONES

km 248+800a

km 248+82335 – 56 0.8 – 8 IV – III

Desquinche en bóveda y hastiales. Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos de 19 mm distribuidos,

sistemáticamente hastial derecha. Pernos de 25 mm distribuidos,

sistemáticamente hastial izquierdo. Colocación de cimbras de acero

(Portal de Salida). Reforzamiento portal con pernos de 25

mm distribuidos, sistemáticamente Hastial Izquierdo.

km 248+823.0a

km 248+856.258 5 III


Shotcrete en bóveda y hastiales. Pernos de 19 mm distribuidos,

sistemáticamente hastial derecha. Pernos de 25 mm distribuidos,

sistemáticamente Hastial Izquierdo Colocación de cimbras de acero

(Portal de Entrada). Reforzamiento portal con pernos de 25

mm distribuidos, sistemáticamente hastial izquierdo.


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NUMÉRICOS POR COMPUTADORA

Para determinar el sostenimiento de un túnel se hizo un mapeo geológico –

geotécnico durante el proceso de excavación de los túneles.

El mapeo geológico – geotécnico consiste en dibujar e identificar en un plano

abatido de la bóveda y hastiales los principales discontinuidades del macizo y sus

respectivos ángulos de buzamiento; identificando de acuerdo a su simbología el

tipo de roca y resaltar las fallas o familia de fallas y la dirección en las que inciden

sobre la sección del túnel a lo largo de toda la longitud del túnel proyectado a una

escala gráfica.

El mapeo geológico – geotécnico contiene además detalles de la litología, de

clasificación geomecánica del macizo, de cohesión, de ángulos de rozamiento y las

medidas de sostenimiento.

A partir del mapeo rebatido del Túnel 4 (Anexo 5), obtenemos el Cuadro 21 que

nos servirá para la obtención de parámetros de diseño necesarios para la

evaluación de los túneles, consideramos como sección representativa el km

248+812.00 para los modelamientos utilizados en los distintos programas de

Rocscience (Phase2, RocLab, Unwedge y Dips):

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Cuadro 21: Características del macizo rocoso, km 248+810.00 al km 248+816.00

1. Progresiva km 248+810.00 al km 248+816.00

2. Litología

El macizo rocoso está constituido por granito gris claro blanquesino de grano grueso, con megacristales de ortosa, poco fracturado y ligera a moderadamente alterado. Las discontinuidades están rellenas de cuarzo y material granular duro desintegrado. La roca en muestra de mano es dura y resistente a los golpes del martillo pero, los bordes son débiles. Los planos de las discontinuidades son rugosas e irregulares planares y ondulantes en algunos casos. La estructura presenta dos sistemas principales de discontinuidades y uno aleatorio. Los planos de las discontinuidades presentan manchas de oxidaciones ferrosas.

3.Grado de alteración y fracturamiento

A2 – F2(Ligeramente alterada) – (Poco fracturado)

4. Espaciamiento y persistenciaE2 – P3

(Separadas, 1-3 m) – (Medianamente persistente, 3-10 m)

5.Resistencia de la matriz rocosa (MPa)

150 – 200

6. Presencia de agua SECO

7.Clasificación Geomecánica

Q (Barton) 14.167 14.167 14.167

RMR (Bieniawski) 69 67 66

8. Clase de roca II9. Cohesión, kg/cm2 3 – 410. Angulo de fricción 35º – 45º

11. Sostenimiento recomendado

1. Desquinche en bóveda, hastiales y frontal2. Shotcrete en bóveda y hastiales3. Pernos de anclaje en bóveda y hastiales de 3x19 mm con mallado de 2.1x2.1 m

12. Dirección/Buzamiento (Juntas)252/54125/65311/79

Nota: La dirección y buzamiento (DIPDIR/DIP) del ítem 12, son datos recopilados del Anexo 4: Fichas geológicas (Pág. 32)


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A) ANÁLISIS DE LA ESTABILIDAD POR FACTOR DE SEGURIDAD

La herramienta de cálculo utilizada para para una primera evaluación de la

estabilidad fue el programa de computo Phase2 (v8.014). Programa de elementos

finitos elasto-plástico bidimensional, para el cálculo de esfuerzos, deformaciones o

factores de seguridad, alrededor de excavaciones subterráneas y para la estimación

del sostenimiento. Los colores de las figuras mostradas representan rangos de

valores del parámetro considerando.

Consideramos al factor de seguridad como parámetro para evaluar el grado de

estabilidad de la masa rocosa circundante a las excavaciones. Este parámetro ha

sido determinado para la excavación actual y para la excavación propuesta en un

momento en la etapa de diseño (ampliación del túnel a 10 m).

1er caso: Modelo de dos túneles paralelos separados en 10 m, en la sección km

248+81, Figura 71:

Figura 71: Modelo de evaluación del Túnel 4, sección km 248+812

Fuente: Elaboración propia, Phase2

Seguidamente procesamos para obtener el factor se seguridad en toda la sección de

nuestro modelo:

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Figura 72: Respuesta del factor de seguridad, sección km 248+812


Se observa que tenemos factores de seguridad superiores a 1.3 en todo el contorno

de nuestra sección típica de excavación. Factor de seguridad aceptable que

garantiza un autosostenimiento por un determinado tiempo.

1er caso: Otra alternativa propuesta en un inicio fue ampliar el diámetro de la

sección del túnel existente a 10 m, como se muestra en el modelo de la Figura 73:

Figura 73: Modelo de evaluación del Túnel 4, sección km 248+812 (túnel

ampliado a 10 m)


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Figura 74: Respuesta del factor de seguridad, sección km 248+812 (túnel ampliado

a 10 m)


A partir del anterior modelo obtenemos su factor de seguridad del orden de 0.51 en

la bóveda (color naranja), que significan inestabilidades potenciales, esto indica

que el modelo de dos túneles paralelos fue el más adecuado.

B) ANÁLISIS DE LA ESTABILIDAD POR CUÑAS – UNWEDGE

La herramienta de cálculo para este tipo de análisis de estabilidad estructuralmente

controlada por cuñas, fue el programa de computo UNWEDGE (Unwedge v3.005)

de Rocscience. Mediante esta evaluación, se tiene una apreciación detallada de la

forma y dimensión de las cuñas con posibilidad de generar inestabilidad y con qué

elementos de sostenimiento se puede llegar a estabilizar.

Primeramente para lograr el análisis de estabilidad por cuñas determinaremos las

familias de discontinuidades a partir de un levantamiento geológico para conocer

todas las discontinuidades (Anexo 5: Mapeo rebatido del túnel 4). Utilizaremos el

software Dips del paquete de Rocscience para la determinación de las familias de

discontinuidades:

Los datos de las discontinuidades para el software Dips son los siguientes:

Dip (Buzamiento)

Dip direction (Dirección)

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Figura 75: Determinamos la dirección de las familias, sección km 248+812

Fuente: Elaboración propia, Dips

Del reporte mostrado por el programa Dips, podemos apreciar que tenemos 3

familias de discontinuidades.

Ahora determinaremos la cohesión y ángulo de fricción, primero determinamos el

GSI a partir del RMR:

GSI = RMR básico (1989) – 5; del Manual de MTC (Túneles)

GSI = 72 – 5

GSI = 67

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Figura 76: Determinamos parámetros del macizo rocoso, sección km 248+812

Fuente: Elaboración propia, Roclab

Seguidamente introducimos los parámetros necesario al software Unwedge para

determinar el factor de seguridad de las cuñas:

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Figura 77: Modelo de la sección del Túnel 4, sección km 248+812

Fuente: Elaboración propia, Unwedge

Figura 78: Definiendo parámetros, sección km 248+812


Figura 79: Definiendo parámetros de la junta, sección km 248+812


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Luego de definir los parámetros de nuestro modelo, procesamos y obtenemos las

siguientes respuestas:

Figura 80: Vista en todos los planos de las cuñas formadas, sección km 248+812


A partir de las respuestas en Unwedge determinamos factores de seguridad, donde

se aprecia que en la cuña Nº 6 se obtiene un factor de seguridad FS = 4.731, factor

de seguridad más bajo de todas las cuñas, este factor de seguridad se elevara con

los refuerzos que se utilizó.

Figura 81: Respuesta de las cuñas formadas, sección km 248+812


W. Olartegui Vera


Reforzando con shotcrete y pernos de anclaje en bóveda y hastiales de 3x19 mm

con mallado de 2.1x2.1 m, obtenemos el aumento del factor de seguridad, como se

ve en la figura:

Figura 82: Respuesta de las cuñas formadas con refuerzo, sección km 248+812


Luego de procesar nuestro modelo con el refuerzo incorporado, obtenemos en la

misma cuña Nº 6 un factor de seguridad FS=15.954, representado ahora

condiciones estables y garantizara que no existe deslizamiento de la cuña.

Finalmente como se puedo apreciar el principal componente de sostenimiento de

un túnel es la masa rocosa que rodea la excavación. Para lo cual se debe controlar

el movimiento de la roca circundante colocando generalmente elementos de

refuerzo y/o soporte que deben ser instalados en el momento apropiado

permitiendo la resistencia de la roca alrededor de la excavación, de esta forma se

preserve y se aproveche su capacidad de autosostenimiento.

W. Olartegui Vera


3.3.5. DETERMINACIÓN DE LAS VARIACIONES EN LOS METRADOS

Los ajustes en el PID del Túnel 4 a causa de las variaciones de metrados necesarias a

partir de la ejecución de los mayores servicios para la ejecución de las sub partidas

incluidas en la Partida 1100 TÚNELES, determinándose de acuerdo al detalle que se

muestra a continuación y cuyas planillas están debidamente sustentadas en el Anexo 2

Cuadro 22: Resumen variación de metrados Túnel 4, Partida 1100 Túneles

MAYORES

METRADOS

MENORES

METRADOS

1100 TUNELES 0.001104 Excavación de túnel en roca suelta m3 0.00 4,118.49 4,118.49 0.001105 Excavación de túnel en roca fija M3 4,891.46 1,872.36 0.00 (3,019.10)1106 Perfilado de subrasante en túnel M2 963.51 949.53 0.00 (13.98)1107 Desquinche en túnel M2 2,674.37 2,799.33 124.96 0.001108 Concreto lanzado - Shotcrete en túnel M3 471.11 467.56 0.00 (3.55)1109 Pernos de anclaje tensionado 10 tn M 0.00 0.00 0.00 0.001110 Pernos de anclaje 19mm. Full grouting M 1,827.50 3,100.00 1,272.50 0.00

1110.A Pernos de anclaje 25mm. Full grouting M 1,236.16 1,338.10 101.94 0.001111 Fibras metálicas para concreto lanzado KG 10,459.79 16,662.64 6,202.85 0.001112 Cimbra metálica tipo celosía Und 0.00 0.00 0.00 0.00

1112.A Cimbra metálica tipo celosía (m) M 303.68 227.76 0.00 (75.92)1113 Malla electrosoldada para túnel M2 270.45 222.00 0.00 (48.45)1114 Apoyo con plancha acanalada para emboques (inc, malla y viga) M2 227.76 225.15 0.00 (2.61)1115 Concreto Hidráulico f’c=100 kg/cm2 en Túnel M3 5.45 24.98 19.53 0.001116 Concreto Hidráulico f’c=175 kg/cm2 en Túnel M3 139.71 197.23 57.52 0.001117 Concreto Hidráulico f’c=280 kg/cm2 en Túnel M3 161.40 171.34 9.94 0.001118 Encofrado y desencofrado en túnel M2 532.49 569.99 37.50 0.001119 Acero de refuerzo en túnel KG 4,891.96 2,930.32 0.00 (1,961.64)1120 Junta de dilatación M 18.80 23.50 4.70 0.001121 Junta Aserrada M 136.30 136.30 0.00 0.001122 Junta de Construcción M 155.70 0.00 0.00 (155.70)1124 Tubería PVC SAP D=5" M 0.00 0.00 0.00 0.001125 Tubería PVC SAP D=10" M 0.00 0.00 0.00 0.001126 Geotextil en túnel M2 781.00 781.29 0.29 0.001128 Sub base granular en túnel M3 160.99 171.59 10.60 0.001129 Filtro drenante en túnel M3 358.58 519.94 161.36 0.001130 Transporte de material granular < 1 Km para Túnel M3KM 57.77 0.00 0.00 (57.77)1131 Transporte de material a eliminar < 1 km para túnel m3Km 255.30 367.25 111.95 0.001132 Transporte de concreto < 1 Km para Túnel M3KM 7.69 0.00 0.00 (7.69)1135 Instalaciones electricas para tunel M 155.70 155.70 0.00 0.001136 Sistema de ventilacion para tunel M 110.70 110.70 0.00 0.001137 Sistema presurizado para túnel M 155.70 155.70 0.00 0.00

1148.A Instalacion de puntos para medidas de convergencia Punto 0.00 10.00 10.00 0.001148.B Mediciones de convergencia Seccion 0.00 155.00 155.00 0.00

VARIACION DE METRADOPARTIDA DESCRIPCION UNIDAD

METRADO

REPLANTEO

METRADO

PID


W. Olartegui Vera


Cuadro 23: Variación total de las sub partidas en la partida 1100 Túneles


Las principales variaciones se produjeron en:

3.3.5.1. VARIACIÓN EN LA EXCAVACIÓN

La variación durante el proceso de excavación se dio principalmente en el túnel

nuevo (lado derecho). Las discontinuidades registradas durante el proceso de

excavación en el mapeo geológico, determinaron que cambie la clasificación del

tipo de roca a excavarse con respecto al considerado en el PID, esta variación es

producida porque durante el proceso de excavación del túnel se puede observar el

macizo rocoso con mayor precisión. Resultado del mapeo en el proceso

constructivo, se concluye que la roca de tipo III es de mayor incidencia.

Las condiciones mencionadas en el párrafo anterior, fueron las causas que

produjeron una variación en las sub partidas:

1104 Excavación en túnel en roca suelta

1105 Excavación de Túnel en roca fija.

Así mismo la variación en el volumen excavado origina una variación en las sub

partidas relacionadas como: 1107 Desquinche en túnel.

W. Olartegui Vera


3.3.5.2. VARIACIÓN EN EL SOSTENIMIENTO

Para la definición final del tipo de sostenimiento se ha clasificado la roca en el

frente de trabajo elaborando un mapeo geológico–geotécnico explicado en párrafos

anteriores después de cada excavación o voladura, ya que la clasificación

geomecánica tiene por objeto evaluar las condiciones de la roca y relacionarlas con

las necesidades y tipos de sostenimiento.

Las condiciones mencionadas en el párrafo anterior, fueron las causas que

produjeron una variación en las sub partidas, tal como se muestra a continuación:

Cuadro 24: Variación del sostenimiento


W. Olartegui Vera


3.4. EVALUACIÓN CONJUNTA DE LOS RESULTADOS PRESENTADOS

3.4.1. RESULTADOS SOBRE EL CALCULO EN LA ETAPA DE DISEÑO Y

EJECUCIÓN DEL TÚNEL

Luego del mapeo de control durante la ejecución de los trabajos de excavación del

túnel se incrementó el nivel de detalle de dicha clasificación geomecánica, teniendo

como resultado otra clasificación que de acuerdo a los parámetros esperados para los

túneles en el PID aprobado, se tenía la clasificación geomecánica y sus

correspondientes recomendaciones de sostenimiento diferente, como puede verse en la

siguiente tabla:

Cuadro 25: Cuadro comparativo del tipo de roca en el Túnel 4 (Lado Derecho)

REPLANTEO SEGÚN PROCESO CONSTRUCTIVO SEGÚN PID


ROCAUBICACIÓN RMR Q

TIPO DE

ROCAkm 248+747

a km 248+755

39-40 1.4-1.875 IV

km 248 + 750a

km 248 + 80064 15 II

km 248+755 a

km 248+78249-58 4.58-8.33 III

km 248+782 a

km 248+79067-71 12.59-28.3 II

km 248+790a

km 248+810

70-74(Bóveda)

40(Hastiales)

15.94-31.67(Bóveda)

3.125(Hastiales)

II(Bóveda)

IV(Hastiales)

km 248 + 800a

km 248 + 82353 8 III

km 248+810a

km 248+81666-69 14.167 II

km 248+816 a

km 248+83755-59 7.2-9.38 III

km 248 + 823a

km 248 + 857.758 2-5 III

km 248+837a

km 248+84261-62 11.67 II

km 248+842a

km 248+846

61(Bóveda)

58(Hastiales)

11.3-11.7(Bóveda)

7.78(Hastiales)

II(Bóveda)

III(Hastiales)

km 248+846a

km 248+857.753-59 4.4-7.78 III

W. Olartegui Vera



Como podemos apreciar en el mapeo geológico – geotécnico del túnel (eje derecho) ha

sufrido modificaciones respecto a lo inicialmente previsto en el PID aprobado, por lo

que se tuvieron que modificar el tipo y distribución del sostenimiento del túnel, para

las condiciones reales post excavación. Asimismo, se pudieron identificar familias de

discontinuidades, que para su sostenimiento final obligó al planteamiento de un mayor

número de pernos y shotcrete con fibra en el portal de entrada, salida, hastiales y

bóveda en los túneles.

Cabe tener presente que en la etapa de diseño, los resultados de la clasificación y

valoración geomecánica del túnel existente en su hastial derecho, donde se realizaron

trabajos de ampliación, se consideró una evaluación integral, es decir que los valores

son extensivos para toda la obra subterránea (Para el túnel nuevo).

Cuadro 26: Cuadro comparativo del tipo de roca en el Túnel 4 (Lado Izquierdo)

REPLANTEO SEGÚN PROCESO CONSTRUCTIVO SEGÚN PID


ROCAUBICACIÓN RMR Q

TIPO DE

ROCA

km 248+800a

km 248+82335-56 0.8-8 IV-III

EntradaHastial

Derecho

EntradaHastial

Izquierdo

53

35

8

0.83

III

IV

km 248+823 a

km 248+856.2058 5 III

SalidaHastial

Derecho

SalidaHastial

Izquierdo

58

35

2-5

0.83

III

IV


W. Olartegui Vera


3.4.2. RESULTADOS SOBRE EL PRESUPUESTO

A partir de los metrados mencionado en los párrafos anteriores se ha determinado el

presupuesto, estableciéndose el valor de las mayores obras a partir de sus metrados y

los precios unitarios, con 35.50% de gastos generales y 10% de utilidad. De esta

manera, se tiene el incremento en el presupuesto por reajuste de metrados sustentados

en el presente trabajo de investigación que asciende a US$ 288, 881.51 (Dos cientos

ochenta y ocho mil ochocientos ochenta y uno con 51/100 Dólares Americanos), que

representa el 18.75% del total de la Sub partidas 1100 Túneles, tal como se detalla a

continuación:

Cuadro 27: Variación de costo Túnel 4 Sub partidas 1100 túneles

W. Olartegui Vera


MAYORES

METRADOS

MENORES

METRADOS

MAYORES

COSTOS

MENORES

COSTOS

1100 TUNELES

1104 Excavación de túnel en roca suelta m3 79.88 4,118.49 0.00 328,984.98 0.001105 Excavación de túnel en roca fija M3 73.90 0.00 (3,019.10) 0.00 (223,111.49)1106 Perfilado de subrasante en túnel M2 12.58 0.00 (13.98) 0.00 (175.87)1107 Desquinche en túnel M2 22.25 124.96 0.00 2,780.36 0.001108 Concreto lanzado - Shotcrete en túnel M3 216.14 0.00 (3.55) 0.00 (767.30)1109 Pernos de anclaje tensionado 10 tn M 31.11 0.00 0.00 0.00 0.001110 Pernos de anclaje 19mm. Full grouting M 40.01 1,272.50 0.00 50,912.73 0.00

1110.A Pernos de anclaje 25mm. Full grouting M 43.15 101.94 0.00 4,398.71 0.001111 Fibras metálicas para concreto lanzado KG 2.75 6,202.85 0.00 17,057.84 0.001112 Cimbra metálica tipo celosía Und 2,581.60 0.00 0.00 0.00 0.00

1112.A Cimbra metálica tipo celosía (m) M 123.82 0.00 (75.92) 0.00 (9,400.41)1113 Malla electrosoldada para túnel M2 35.15 0.00 (48.45) 0.00 (1,703.02)1114 Apoyo con plancha acanalada para emboques (inc, malla y viga) M2 288.19 0.00 (2.61) 0.00 (752.18)1115 Concreto Hidráulico f’c=100 kg/cm2 en Túnel M3 70.87 19.53 0.00 1,384.09 0.001116 Concreto Hidráulico f’c=175 kg/cm2 en Túnel M3 80.41 57.52 0.00 4,625.18 0.001117 Concreto Hidráulico f’c=280 kg/cm2 en Túnel M3 112.08 9.94 0.00 1,114.08 0.001118 Encofrado y desencofrado en túnel M2 22.91 37.50 0.00 859.13 0.001119 Acero de refuerzo en túnel KG 1.26 0.00 (1,961.64) 0.00 (2,471.67)1120 Junta de dilatación M 111.39 4.70 0.00 523.53 0.001121 Junta Aserrada M 58.72 0.00 0.00 0.00 0.001122 Junta de Construcción M 31.06 0.00 (155.70) 0.00 (4,836.04)1124 Tubería PVC SAP D=5" M 8.57 0.00 0.00 0.00 0.001125 Tubería PVC SAP D=10" M 19.09 0.00 0.00 0.00 0.001126 Geotextil en túnel M2 2.70 0.29 0.00 0.78 0.001128 Sub base granular en túnel M3 10.01 10.60 0.00 106.11 0.001129 Filtro drenante en túnel M3 27.87 161.36 0.00 4,497.10 0.001130 Transporte de material granular < 1 Km para Túnel M3KM 1.83 0.00 (57.77) 0.00 (105.72)1131 Transporte de material a eliminar < 1 km para túnel m3Km 1.95 111.95 0.00 218.30 0.001132 Transporte de concreto < 1 Km para Túnel M3KM 7.67 0.00 (7.69) 0.00 (58.98)1135 Instalaciones electricas para tunel M 530.49 0.00 0.00 0.00 0.001136 Sistema de ventilacion para tunel M 493.21 0.00 0.00 0.00 0.001137 Sistema presurizado para túnel M 267.54 0.00 0.00 0.00 0.00

1148.A Instalacion de puntos para medidas de convergencia Punto 308.46 10.00 0.00 3,084.60 0.001148.B Mediciones de convergencia Seccion 137.93 155.00 0.00 21,379.15 0.00

TOTAL COSTO DIRECTO 441,926.67 (243,382.68)

GASTOS GENERALES (35.5%) 156,883.97 (86,400.85)

UTILIDAD (10%) 44,192.67 (24,338.27)

TOTAL SERVICIOS 643,003.31 (354,121.80)

VARIACION NETA

% DE VARIACION RESPECTO AL PID 18.75%

$288,881.51

PARTIDA DESCRIPCION UNIDAD PRECIOVARIACION DE METRADO VARIACION DE COSTO


W. Olartegui Vera

123

CONCLUSIONES

1. El macizo rocoso donde se construyó el túnel caracterizado principalmente por roca

granito que presente una elevada resistencia a la compresión, sección pequeña y

longitud menor de 110 m motivaron para la elección del sistema de excavación por

perforación y voladura sea la adecuada, logrando longitudes de perforación

mínimas 1.5 m y máximas 3.0 m de avance por día. Como método de excavación se

utilizó el Nuevo Método Austriaco, aplicado en avance y destroza, confiando el

sostenimiento a pernos de anclaje y shotcrete.

2. En la etapa de diseño se eligió la construcción de un túnel paralelo al existente

(lugar más favorable) con la misma sección de excavación en vez de un solo túnel

de mayor diámetro, a pesar del mayor costo que representaba esta elección,

recompenso el ahorro en menores trabajos de sostenimiento puesto que el hastial

izquierdo no se vio afectado por la construcción del túnel nuevo paralelo al

existente como se pudo ver tras evaluar las respuestas estructurales.

3. Deficiencias en las exploraciones geotécnicas inicialmente previsto en el PID,

motivaron a la modificación del mapeo geológico – geotécnico, consecuentemente

modificación del tipo y distribución del sostenimiento en los túneles que el

proyecto no considero para las condiciones reales encontradas durante las

excavaciones.

4. Haciendo una comparación del soporte estructural definido en la etapa de diseño y

procesos constructivo, se ve el cambio de soporte del Tipo de roca II por el Tipo de

Roca III, que se debieron a las deficiencias de las exploraciones geotécnicas y no al

proceso constructivo, porque las excavaciones fueron ejecutados ocasionando el

menor deterioro posible en la constitución del macizo rocoso en la zona

circundante.

5. Las variaciones encontradas durante la excavación generaron variaciones en los

metrados de las partidas aprobadas inicialmente en el PID del Túnel 04. De esta

manera, se tiene el incremento en el presupuesto por reajuste de metrados

sustentados en el presente trabajo de investigación que asciende a US$ 288, 881.51

W. Olartegui Vera

124

(Dos cientos ochenta y ocho mil ochocientos ochenta y uno con 51/100 Dólares

Americanos), que representa el 18.75% del total de las sub partidas 1100 túneles

del Túnel 4.

W. Olartegui Vera

125

RECOMENDACIONES

1. Se recomienda que para túneles no urbanos con longitudes menores a 1 o 2 km y de

sección regular pequeña, el sistema de excavación más apropiado es el de

perforación y voladura, el cual tiene que ejecutarse siguiendo los estándares de

seguridad internacionales en el proceso constructivo.

2. Se recomienda diseñar túneles por diferentes métodos: empíricos, esfuerzos

deformaciones, y cuñas; ninguno es mejor que el otro, todos tienen su importancia

y diseñan por distintos teorías, al final elegiremos el más acertado para el

sostenimiento y sistema de excavación.

3. Elaborar correctamente y con la mayor exactitud el mapeo geológico y geotécnico,

para luego no definir en campo, ya que esto trae consigo problemas técnicos y

contractuales.

4. Se recomienda elaborar con sumo cuidado el control de metrados, la mala

cuantificación trae consigo perdidas a una empresa.

5. En la presente tesis se observó varias líneas de investigación sobre túneles,

podemos mencionar los siguientes: Propuesta de otro tipo de sostenimiento al

utilizado, diseño de falsos túneles, diseño de taludes en túneles, etc.

6.

W. Olartegui Vera

126

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W. Olartegui Vera

128

ANEXOS

W. Olartegui Vera

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T18902.docx