clasificac q barton
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7.1. Introducción Ca
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7.1. Introducción
Las clasificaciones geomecánicas constituyen actualmente un método fundamental para la caracterización geomecánica de los macizos rocosos ya que permiten obtener parámetros de resistencia y deformabilidad del macizo y estimar los sostenimientos de un túnel.
Las clasificaciones geomecánicas más utilizadas en túneles son la RMR y la Q. Si bien ambas fueron desarrolladas para estimar sostenimientos, el parámetro RMR se ha ido consolidando como un índice geomecánico para la evaluación de las propiedades del macizo rocoso, usándose igualmente para la evaluación del sostenimiento.
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7.2. Clasificación Q Ca
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7.2. Clasificación Q
Desarrollada por Barton, Lien y Lunde en 1974, a partir del estudio de un gran número de túneles, constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite estimar parámetros geotécnicos del macizo y diseñar sostenimientos para túneles y cavernas subterráneas. El índice Q está basado en una evaluación numérica de seis parámetros dados por la expresión: Q = RQD x Jr x Jw Jn Ja SRF Donde: Jn = índice de diaclasado que indica el grado de fracturación del macizo rocoso (número de familias).
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Jr = índice de rugosidad de las discontinuidades o juntas (coeficiente de rugosidad de la junta). Ja = índice que indica la alteración de las discontinuidades (coeficiente de alteración de la junta). Jw = coeficiente reductor por la presencia de agua.
Jn, Jr y Ja se aplican a las juntas estructuralmente más desfavorables.
SRF (stress reduction factor “factor reductor por tensiones en el macizo rocoso”) = coeficiente que tiene en cuenta la influencia del estado tensional del macizo rocoso.
Los tres factores de la expresión representan:
(RQD/Jn): el tamaño de los bloques (Jr/Ja) : la resistencia al corte entre los bloques (Jw/SRF): la influencia del estado tensional
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El índice Q obtenido varía entre 0,001 y 1000, con la siguiente clasificación del macizo rocoso: Entre 0,001 y 0,01: roca excepcionalmente mala 0,01 y 0,1: roca extremadamente mala 0,1 y 1: roca muy mala 1 y 4: roca mala 4 y 10: roca media 10 y 40: roca buena 40 y 100: roca muy buena 100 y 400: roca extremadamente buena 400 y 1000: roca excepcionalmente buena EJEMPLO: Una cámara de chancadoras de 15 m de vano
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(abertura) para una mina subterránea va a ser excavada en norita a una profundidad de 2100 m debajo de la superficie. El macizo rocoso contiene dos familias de juntas que controlan la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no están meteorizadas, presentando manchas de óxido de poca importancia en la superficie. Los valores RQD varían entre 85% y 95% y los ensayos de laboratorio sobre muestras de testigos de roca intacta arrojan una resistencia a la compresión simple promedio de 170 MPa. Las direcciones del esfuerzo principal son aproximadamente verticales horizontales y la magnitud del esfuerzo principal horizontal es de aproximadamente 1.5 veces la del esfuerzo principal vertical. El macizo rocoso está localmente húmedo pero no presenta evidencias de flujo de agua.
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SOLUCIÓN: Para una profundidad por debajo de la superficie de 2100 m, el esfuerzo de sobrecarga será aproximadamente: 1 = 2100 m * 2,7 ton/m3 * (1 Mpa/100 ton/m2) = 56,7 MPa (esfuerzo principal vertical) La magnitud del esfuerzo principal horizontal es de aproximadamente 1,5 veces la del esfuerzo principal vertical. 3 = 56,7 MPa * 1,5 = 85 MPa (esfuerzo principal horizontal) c/3 = (170 Mpa/85 Mpa) = 2
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Resistencia de la matriz rocosa La resistencia de la matriz rocosa influye en forma decisiva en el método de excavación, y es un factor importante en la estabilidad de la misma. A partir del factor de competencia Fc = ci/v (donde ci es la resistencia de la matriz rocosa y v es la tensión o esfuerzo máximo vertical), se diferencian tres condiciones de estabilidad: Fc10: la matriz rocosa tiene una resistencia muy superior a las tensiones del macizo y la excavación es estable. 10Fc2: la estabilidad está condicionada por el tiempo y las propiedades de la roca, pudiéndose
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establecer tres tipos de deformaciones: elástica, plástica y rotura frágil con riesgo de explosión de roca (rock burst). Fc2: la excavación puede ser inestable al sobrepasar las tensiones de la resistencia de la matriz rocosa. La estabilidad estimada a partir de Fc no tiene en cuenta la presencia de discontinuidades. Esta situación es poco común, pero puede darse en macizos muy homogéneos, rocas masivas cristalinas, sales, etc., o bien en rocas situadas a grandes profundidades, en donde las discontinuidades están muy cerradas.
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Q de Barton: Estimación del parámetro Jn
Jn número de familias VALOR Roca masiva 0.5 – 1
Una familia de juntas 2 Id. con otras juntas ocasionales 3
Dos familias de juntas 4 Id. con otras juntas ocasionales 6
Tres familias de juntas 9 Id. con otras juntas ocasionales 12
Cuatro o más familias, roca muy fracturada
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Roca triturada 20
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Q de Barton: Estimación del parámetro Jr
Jr coeficiente de rugosidad de la junta
VALOR
Juntas rellenas 1 Juntas limpias Discontinuas 4 Onduladas, rugosas 3 Onduladas, lisas 2 Planas, rugosas 1.5 Planas, lisas 1 Lisos o espejos de falla Ondulados 1.5 Planos 0.5
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Q de Barton: Estimación del parámetro Ja Ja coeficiente de
alteración de la junta VALOR
Juntas de paredes sanas 0.75 – 1 Ligera alteración 2 Alteraciones arcillosas 4 Con detritus arenosos 4 Con detritus arcillosos pre-consolidados
6
Id. Poco consolidados 8 Id. Expansivos 8 – 12
Milonitos de roca y arcilla 6 – 12 Milonitos de arcilla limosa 5 Milonitos arcillosos-gruesos
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Q de Barton: Estimación del parámetro Jw
Jw coeficiente reductor por la presencia de agua
VALOR
Excavaciones secas o con <5 l/min localmente
1
Afluencia media con lavado de algunas juntas
0.66
Afluencia importante por juntas limpias
0.5
Id. Con lavado de juntas 0.33 Afluencia excepcional inicial, decreciente con el tiempo
0.2 – 0.1
Id. mantenida 0.1 – 0.05
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Q de Barton: Estimación del parámetro SRF SRF VALOR
ZONAS DÉBILES
Multitud de zonas débiles o milonitos 10
Zonas débiles aisladas, con arcilla o roca descompuesta (cobertura <50 m)
5
Id. con cobertura >50 m 2.5
Abundantes zonas débiles en roca competente 7.5
Zonas débiles aisladas en roca competente (cobertura <50 m) 5
Id. con cobertura >50 m 2.5
ROCA COMPETENTE
Pequeña cobertura 2.5
Cobertura media 1
Gran cobertura 0.5 – 2
TERRENO FLUYENTE
Con bajas presiones 5 – 10
Con altas presiones 10 – 20
TERRENO EXPANSIVO
Con presión de hinchamiento moderada 5 – 10
Con presión de hinchamiento alta 10 - 15
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AS Tabla 3.6 Clasificación de parámetros individuales utilizados en el
Índice de Calidad de Excavación de Túneles Q (Según Barton et al1974)
DESCRIPCIÓN VALOR NOTAS
1. ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA RQD (%)
1. Cuando se obtienen valores del RQD inferiores o iguales a 10, se toma un valor de 10 para calcular el índice Q.
2. Los intervalos de 5 unidades para el RQD, es decir, 100, 95, 90 etc., tienen suficiente precisión.
A. Muy mala 0-25 B. Mala 25-50 C. Regular 50-75 D. Buena 75-90 E. Excelente 90-100 2. NUMERO DE FAMILIAS DE
JUNTAS Jn NOTAS
A. Masivo o con pocas juntas 0.5-1.0
1. En intersecciones de túneles se utiliza la expresión (3.0 x Jn) 2. En las bocaminas de los túneles se utiliza la expresión (2.0 x Jn)
B. Una familia de juntas 2 C. Una familia de juntas + una
aislada 3
D. Dos familias de juntas 4 E. Dos familias de juntas + una
aislada 6
F. Tres familias de juntas 9 G. Tres familias y algunas juntas
aleatorias 12
H. Cuatros familias, juntas aleatorias, roca muy fracturada, roca en terrones, etc.
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I. Roca triturada, terrosa. 20
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3. RUGOSIDAD DE LAS JUNTAS Jr a) Contacto con las paredes b) Contacto con las paredes antes de un corte
de 10 cm
A. Juntas sin continuidad 4 B. Rugosa e irregulares, onduladas 3 C. Lisa, ondulantes 2 D. Pulidas, ondulantes 1.5 E. Rugosas o irregulares, planares 1.5 F. Lisas, planares 1.0 G. Pulidas, planares 0.5
1. Las descripciones se refieren a caracterizaciones a pequeña escala y a escala intermedia, por este orden.
c) Sin contacto con roca después de corte de 10 cm
H. Zonas que contienen minerales arcillosos, de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes.
1.0
I. Zona arenosa, gravosa o de roca triturada, de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes.
1.0
1. Si el espaciado de la principal familia de discontinuidades es superior a 3m, se debe aumentar el índe Jr, en una unidad.
2. En el caso de diaclasas planas perfectamente lisas que presenten lineaciones, y que dichas lineaciones estén orientadas según la dirección de mínima resistencia, se puede utilizar el valor Jr=0,5..
4. ALTERACIÓN DE LAS JUNTAS Ja r, grados aproximadamente a) Contacto con las paredes de roca A. Relleno soldado, duro, inablandable,
impermeable. 0.75
B. Paredes de juntas inalteradas, sólo con manchas de oxidación. 1.0 (25°-30°)
C. Paredes ligeramente alteradas, con recubrimiento de minerales inablandables, partículas arenosas, roca desintegradazo no arcillosa.
2.0 (25°-30°)
D. Recubrimientos limosos o arenoso-arcillosos, con una pequeña fracción de arcilla (inablandable).
3.0 (20°-25°)
E. Recubrimientos ablandables o con arcilla de baja fricción o sea kaolinita o mica. También clorita, talco, yeso, grafito, etc., y pequeñas cantidades de arcillas expansivas (recubrimiento discontinuo de 1-2 mm de espesor menos)
4.0 (8°-16°)
1. Los valores de r, ángulo de fricción residual, dan una guía aproximada de las propiedades mineralógicas de los productos de alteración, si éstos están presentes.
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b) Contacto con las paredes antes de un corte de 10 cm Ja r NOTAS
F. Partículas arenosas, roca desintegrada, sin arcilla, etc. 4.0 (25°-30°)
G. Rellenos de minerales arcillosos muy sobreconsolidados e inablandables (continuos 5 mm de espesor)
6.0 (16°-24°)
H. Rellenos de minerales arcillosos de sobreconsolidación media a baja (continuos 5 mm de espesor)
8.0 (12°-16°)
I. Rellenos de arcilla expansiva, o sea montmorillonita (continuos 5 mm de espesor). El valor Ja depende del porcentaje de partículas expansivas del tamaño de arcilla y del acceso al agua.
8.0-12.0 (6°-12°)
c) Sin contacto de las paredes después del corte Ja r NOTAS
J. Zonas o capas de roca desintegrada o triturada y 6.0
K. arcilla (ver G, H e I para las condiciones de la 8.0
L. arcilla) 8.0-12.0 (6°-24°) M. Zonas o capas de arcilla limosa o
arenosa, pequeña fracción de arcilla (inablandable).
5.0
N. Zonas o capas gruesas y continuas de arcilla. 10.0-13.0
O. (ver G, H, I para las condiciones de la arcilla) 6.0-24.0
Nota: Los valores expresados para los parámetros Jr y Ja de aplican a las familias de diaclasas que son menos favorables con relación a la estabilidad, tanto por la orientación de las mismas como por su resistencia al corte (esta resistencia puede evaluarse mediante la expresión: T ~ n tg-1(Jr/Ja).
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5. REDUCCIÓN POR AGUA EN LAS JUNTAS Jw Presión aproximada del Agua (Kgf/cm2)
A. Excavación seca o flujos bajos (5 L/min localmente) 1.0 1.0
B. Flujo o presión medios, con lavado ocasional de los rellenos. 0.66 1.0-2.5
C. Gran flujo o presión alta en roca competente con juntas sin relleno.
0.5 2.5-10.0
D. Gran flujo o presión alta, lavado considerable de los rellenos. 0.33 2.5-10.0
E. Flujo o presión excepcionalmente altos con las voladuras, disminuyendo con el tiempo.
0.2-0.1 10
F. Flujo o presión excepcionalmente altos en todo momento.
0.1-0.05 10
Nota: 1. Los factores C hasta F son estimaciones imprecisas. Aumentar
Jw, si se instala drenaje. 2. Los problemas especiales causados por la presencia de hielo
no se toman en consideración.
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6. FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS SRF NOTAS
a) Zonas de debilidad que intersectan la excavación y pueden ser las causas de que el macizo se desestabilice se construya el túnel.
A. Múltiples zonas de debilidad con contenido de arcilla o roca químicamente desintegrada; roca circundante muy suelta (cualquier profundidad).
10.0
B. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca químicamente desintegrada (profundidad de excavación 50m).
5.0
C. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca químicamente desintegrada (profundidad de excavación 50m).
2.5
D. Múltiples zonas de corte en roca competente (sin arcilla), roca circundante suelta (cualquier profundidad).
7.5
E. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavación 50m).
5.0
F. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavación 50m)
2.5
G. Juntas abiertas sueltas, fisuración intensa (cualquier profundidad) 5.0
1. Reducir estos valores del SRF en un 25-50%, si las zonas de corte relevantes influencian pero no intersectan la excavación.
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b) Roca competente, problemas de esfuerzos c/1 t/1 SRF
NOTAS
A. Esfuerzo bajo, cerca de la superficie. 200 13 2.5
B. Esfuerzo medio 200-10 13-0.66 1.0 C. Esfuerzo elevado, estructura muy
cerrada, generalmente favorable para la estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las paredes.
10-5 0.66-0.33 0.5-2
D. Estallido de roca moderado (roca masiva) 5-2.5 0.33-0.16 5-10
E. Estallido de roca intenso (roca masiva). 2.5 0.16 10-20
2. Para un campo de tensiones muy anisotrópico (si es medido): cuando 51/310, reducir c a 0.8c y t a 0.8 t donde: c resistencia a la compresión sin confinar t =resistencia a la tracción (carga puntual) 1 y 3 = esfuerzos principales mayor y menor.
c) Roca compresiva, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de presiones altas de roca.
NOTAS
A. Presión moderada de roca extrusiva o 5-10
B. Presión alta de roca extrusiva 10-20 d) Roca expansiva, acción química
expansiva, dependiendo de la presencia de agua
A. Presión moderada de roca expansiva 5-10
B. Presión alta de roca expansiva. 10-15
3. Hay pocos registros de casos donde la profundidad del techo debajo de la superficie sea menor que el ancho. Se sugiere que se incremente el SRF de 2.5 a 5 para esos casos (ver H).
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7.2. Clasificación Q Ca
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La Tabla 3.6.6 muestra que, para roca competente con problemas de esfuerzo, se puede esperar que este valor de c/1 produzca fuertes condiciones de estallido de la roca y que el valor SRF debe estar entre 10 y 20. Para este cálculo se asumirá un valor de SRF = 15. Utilizando estos valores se tiene: Q = RQD * Jr * Jw = 90 * 3 * 1 = 4.5 Jn Ja SRF 4 1 15 7.3. Sostenimientos a partir del índice Q Para la estimación de los sostenimientos a partir de Q, se definen los siguientes parámetros:
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7.2. Clasificación Q Ca
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a) Diámetro equivalente del túnel (De) Para relacionar el valor del índice Q a la estabilidad y requerimiento de sostenimiento de excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) definió un parámetro adicional al que se denominó la Dimensión Equivalente “De” de la excavación. Esta dimensión se obtiene dividiendo el vano, diámetro o la altura de la pared de la excavación entre una cantidad llamada la Relación de Sostenimiento ESR. Entonces: De = vano, diámetro o altura de la excavación (m) ESR b) Relación de sostenimiento de excavación (ESR)
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7.2. Clasificación Q Ca
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La estación de chancado yace dentro de la categoría de excavaciones mineras permanentes (Tabla 1) y se le asigna una relación de sostenimiento de excavación ESR = 1.6. En consecuencia, para un vano de excavación de 15 m, la dimensión equivalente es: De = 15/1.6 = 9.4 La “De” es utilizada para definir una serie de categorías de sostenimiento mediante un gráfico publicado en texto original preparado por Barton et al (1974). Este gráfico ha sido actualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el uso progresivo del shotcrete reforzado con fibra de acero en el sostenimiento de excavaciones subterráneas (Figura 1).
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7.2. Clasificación Q Ca
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De la Figura 1, un valor de “De” de 9.4 y un valor de Q de 4.5 coloca a esta excavación para la chancadora dentro de la categoría (4) la cual requiere de un patrón de pernos de roca (espaciados 2.3 m) y 40 a 50 mm de shotcrete no armado.
Tabla 1 Categoría de excavación
CATEGORÍA DE EXCAVACIÓN ESR A Excavación mineras temporales 3-5 B Excavaciones mineras permanentes, túneles de conducción de agua para proyectos
hidroeléctricos (excluyendo tuberías forzadas de alta presión), galerías, túneles piloto y galerías de avance.
1.6
C Cámaras de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, túneles menores para carreteras o vías férreas, cámaras de equilibrio, túneles de acceso.
1.3
D Estaciones de energía, túneles grandes para carreteras y vías férreas, refugios de defensa civiles, intersecciones de portales.
1.0
E Estaciones de energía nuclear subterráneas, estaciones ferroviarias, instalaciones deportivas y públicas, fábricas.
0.8
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7.2. Clasificación Q Ca
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Long
itud
de lo
s pe
rnos
en
m pa
ra E
SR=
1
2
5
10
20
50
100
1
ExcepcionalmenteMala
0.004 0.01 0.04 0.1 0.4 1 4 10 40 100 400 1000
ExtremadamenteMala
Muy Mala Mala Regular Buena Muy Buena
Ext.Buena
Exc.Buena
20
10
5
3
2.4
1.5
7
Espacio entre pernos en el Area del Concreto Lanzado
Espaciamiento entre
pernos fuera del
Area del Concre
to Lanzado
(9) (8) (7) (6) (5) (4) (3) (2) (1)
250 m
m
150 m
m
120
mm
90 m
m
50 m
m
40 m
m
4.0 m
3.0 m
2.0 m
1.5 m
1.3 m
1.0 m
1.0m
1.3m1.2m
1.5m 1.7m
2.1m2.3m 2.5m
D=
eAnc
ho o
Altu
ra e
n m
ESR
Calidad del Macizo Rocoso Q = RQDJn Ja SRF
J r Jwx x
Figura 1 Categorías de sostenimiento estimadas en base al índice Q (Según Grimstad y Barton 1993)
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7.2. Clasificación Q Ca
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CATEGORÍAS DE REFUERZO: 1) Sin sostenimiento. 2) Empernado puntual. 3) Empernado sistemático. 4) Empernado sistemático con 40-100 mm de shotcrete
sin refuerzo. 5) Shotcrete reforzado con fibra, de 50-90 mm, y
empernado. 6) Shotcrete reforzado con fibra, de 90-120 mm y
empernado. 7) Shotcrete reforzado con fibra, de 120-150 mm, y
empernado. 8) Shotcrete reforzado con fibras, 150 mm, con
cerchas reforzadas de shotcrete y empernado. 9) Revestimiento de concreto moldeado.
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7.2. Clasificación Q Ca
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Figura 1 Diseño de sostenimiento en labores mineras subterráneas SMP
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Loset (1992) sugiere que, para rocas con 4 < Q < 30, los daños por voladura producirán, la creación de nuevas "juntas" con una consiguiente reducción local en el valor de “Q” para la roca que circunda la excavación. Se sugiere que esto puede justificarse reduciendo el valor de RQD para la zona dañada por la voladura. Asumiendo que el valor de RQD para la roca descomprimida alrededor de la cámara de chancadoras baja al 50 %, el valor resultante de Q es: Q = RQD * Jr * Jw = 50 * 3 * 1 = 2.5 Jn Ja SRF 4 1 15 De la Figura 1, este valor de Q, para una dimensión equivalente “De” de 9.4, pone a la excavación justo dentro de la categoría (5) la cual requiere de pernos de
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7.2. Clasificación Q Ca
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roca, espaciados aproximadamente 2 m, y una capa gruesa de 50 mm de shotcrete reforzado con fibra de acero. c) Longitud de pernos (L) Barton et al (1980) proporciona información adicional acerca de la longitud de los pernos, la longitud “L” de los pernos de roca pueden estimarse a partir del ancho de excavación “B” y la Relación de Sostenimiento de la Excavación ESR: L = 2 + 0.15B ESR d) Máximo vano sin sostener (longitud pase)
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7.2. Clasificación Q Ca
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El ancho de luz máxima sin sostenimiento puede estimarse a partir de: Ancho o luz máxima (sin sostenimiento)=2 ESR Q0.4 (m) e) Carga de roca sobre el techo (Pr) (kp/cm2) En base a los análisis de los registros de casos, Grimstad y Barton (1993) sugirieron que la relación entre el valor de “Q” y la presión de sostenimiento permanente del techo “Pr” es estimada a partir de: Pr = 2 Jn Q-1/3 Para macizos con menos de tres familias de discontinuidades
3 Jr Pr = 2 Q-1/3 Para macizos con tres o más familias de discontinuidades
Jr
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f) Carga de roca en hastiales (Ph) (kp/cm2) Para Q 10 Ph = 5Q Para 0.1 Q 10 Ph = 2.5Q Para Q 0.1 Ph = Q
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7.2. Clasificación Q Ca
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Clasificación Q’ modificada de Barton, Lien y Lunde
Para estimar el valor de GSI utilizando esta clasificación, el Índice de Calidad Tunelera Modificada (Q’) es calculado a partir de:
Q = RQD * Jr Jn Ja
Siendo RQD la Designación de la Calidad de la Roca, (Jn) el número de sistemas de juntas, (Jr) el número de la rugosidad de las juntas y (Ja) el número de alteración de las juntas, exactamente como están definidas en las tablas publicadas por Barton et. Al (1974). Para efectos del factor de reducción por agua en juntas (Jw) y el factor de reducción por esfuerzos (SRF),
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7.2. Clasificación Q Ca
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se debe utilizar un valor 1 para ambos parámetros, lo que equivale a condiciones secas de la masa rocosa sometida a esfuerzos medianos.
La influencia tanto de la presión de agua como de los esfuerzos deberán ser incluidas en el análisis de esfuerzos actuando sobre una masa rocosa para la cual la falla es definida en términos de criterio de falla de Hoek y Brown.
Este valor de Q’ puede ser utilizado para estimar el valor de GSI a partir de:
GSI = 9 Log Q’ + 44
El valor de Q’ es 0.0208, el cual da un valor de GSI de aproximadamente 9 para una falla con relleno de arcilla o zona de corte, potentes.