7.1. Introducción S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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 2 del sostenimiento.
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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
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7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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
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7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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 l a 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 (RQD/Jn): el (Jr/Ja) : la : la resistencia al corte entre los bloques (Jw/SRF): la (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. 6
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SOLUCIÓN: Para una profundidad por debajo de la superficie de 2100 m, el esfuerzo de sobrecarga será aproximadamente: = 2100 m * 2,7 ton/m3 * (1 Mpa/100 ton/m2) = 56,7 MPa (esfuerzo principal vertical)
1
La magnitud del esfuerzo principal horizontal es de aproximadamente 1,5 veces la del esfuerzo principal vertical. = 56,7 MPa * 1,5 = 85 MPa (esfuerzo principal horizontal)
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 8
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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
Roca masiva
VALOR
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
15
Roca triturada
20 10
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Q de Barton: Estimación del parámetro Jr Jr coeficiente de rugosidad de la junta Juntas rellenas Juntas limpias Discontinuas Onduladas, rugosas Onduladas, lisas Planas, rugosas Planas, lisas Lisos o espejos de falla Ondulados Planos
VALOR
1 4 3 2 1.5 1 1.5 0.5 11
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Q de Barton: Estimación del parámetro Ja Ja coeficiente de alteración de la junta Juntas de paredes sanas Ligera alteración Alteraciones arcillosas Con detritus arenosos Con detritus arcillosos pre-consolidados Id. Poco consolidados Id. Expansivos
Milonitos de roca y arcilla Milonitos de arcilla limosa Milonitos arcillososgruesos
VALOR
0.75 – 1 2 4 4 6 8 8 – 12 6 – 12 5 10-20 12
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Q de Barton: Estimación del parámetro Jw Jw coeficiente reductor por la presencia de agua Excavaciones secas o con <5 l/min localmente Afluencia media con lavado de algunas juntas Afluencia importante por juntas limpias Id. Con lavado de juntas Afluencia excepcional inicial, decreciente con el tiempo Id. mantenida
VALOR
1 0.66 0.5 0.33 0.2 – 0.1 0.1 – 0.05 13
Q de Barton: Estimación del parámetro SRF S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
SRF
VALOR
ZONAS DÉBILES Multitud de zonas débiles o milonitos Zonas débiles aisladas, con arcilla o roca descompuesta (cobertura <50 m)
10 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) Id. con cobertura >50 m
5 2.5
ROCA COMPETENTE Pequeña cobertura Cobertura media Gran cobertura
2.5 1 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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Tabla 3.6 Clasificación de parámetros individuales utilizados en el Índice de Calidad de Excavación de Túneles Q (Según Barton et al1974) DESCRIPCIÓN 1.
NDICE DE CALIDAD DE ROCA
A. Muy mala B. Mala C. Regular D. Buena E. Excelente
2. NUMERO DE FAMILIAS DE JUNTAS A. Masivo o con pocas juntas B. Una familia de juntas C. Una familia d e juntas + una aislada D. Dos familias de juntas E. Dos familias de juntas + una aislada F. Tres familias de juntas G. Tres familias y algunas j untas aleatorias H. Cuatros familias, juntas aleatorias, roca muy fracturada, roca en terrones, etc. I. Roca triturada, terrosa.
VAL OR
NOTAS
RQD (%) 0-25 25-50 50-75 75-90 90-100
Jn
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.
NOTAS
0.5-1.0 2 3 4 6 9
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)
12 15 20
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3. RUGOSIDAD DE LAS JUNTAS a) Contacto con las paredes b) Contacto con las paredes antes de un corte de 10 cm A. Juntas sin continuidad B. Rugosa e irregulares, onduladas C. Lisa, ondulantes D. Pulidas, ondulantes E. Rugosas o irregulares, planares F. Lisas, planares G. Pulidas, planares 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. I. Zona arenosa, gravosa o de roca triturada, de espesor suficiente para impedir el contacto de paredes. 4. ALTERACIÓN DE LAS JUNTAS a) Contacto con las paredes de roca A. Relleno soldado, duro, inablandable, impermeable. B. Paredes de juntas inalteradas, sólo con manchas de oxidación. C. Paredes ligeramente alteradas, con recubrimiento de minerales inablandables, partículas arenosas, roca desintegradazo no arcillosa. D. Recubrimientos limosos o arenosoarcillosos, con una pequeña fracción de arcilla (inablandable). 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
Jr
4 3 2 1.5 1.5 1.0 0.5
1. Las descripciones se refieren a caracterizaciones a pequeña escala y a escala intermedia, por este orden.
1. 1.0
1.0 Ja
2.
Si el espaciado de la principal familia de discontinuidades es superior a 3m, se debe aumentar el índe Jr, en una unidad. En el caso de diaclasas planas perfectamente lisas que presenten lineaciones, y que dichas lineaciones estén orientadas según la dirección de m ínima resistencia, se puede utilizar el valor Jr=0,5..
1.0
r , grados aproximadamente 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. (25°-30°)
2.0
(25°-30°)
3.0
(20°-25°)
4.0
(8°-16°)
0.75
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b) Contacto con las paredes antes de un corte de 10 cm F. Partículas arenosas, roca desintegrada, sin arcilla, etc. G. Rellenos de minerales arcillosos muy sobreconsolidados e inablandables (continuos 5 mm de espesor) H. Rellenos de minerales arcillosos de sobreconsolidación media a baja (continuos 5 mm de espesor) 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. c) Sin contacto de las paredes después del corte J. Zonas o capas de roca desintegrada o triturada y K. arcilla (ver G, H e I para las condiciones de la L. arcilla) M.Zonas o capas de arcilla limosa o arenosa, pequeña fracción de arcilla (inablandable). N. Zonas o capas gruesas y continuas de arcilla. O. (ver G, H, I para las condiciones de la arcilla)
Ja
r
4.0
(25°-30°)
6.0
(16°-24°)
8.0
(12°-16°)
8.0-12.0
(6°-12°)
Ja
r
6.0 8.0 8.0-12.0 5.0
(6°-24°)
NOTAS
NOTAS 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 -1 expresión: T n tg (Jr/Ja). ~
10.0-13.0 6.0-24.0
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5.
REDUCCIÓN POR AGUA EN LAS JUNTAS A. Excavación seca o flujos bajos (5 L/min localmente) B. Flujo o presión medios, con lavado ocasional de los rellenos. C. Gran flujo o presión alta en roca competente con juntas sin relleno. D. Gran flujo o presión alta, lavado considerable de los rellenos. E. Flujo o presión excepcionalmente altos con las voladuras, disminuyendo con el tiempo. F. Flujo o presión excepcionalmente altos en todo momento.
2
Jw
Presión aproximada del Agua (Kgf/cm )
1.0
1.0
0.66
1.0-2.5
0.5
2.5-10.0
0.33
2.5-10.0
0.2-0.1
10
0.10.05
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.
18
6.
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FACTOR DE REDUCCIÓN DE ESFUERZOS 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). B. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca químicamente desintegrada (profundidad de excavación 50m). C. Zonas de debilidad aisladas que contengan arcilla o roca químicamente desintegrada (profundidad de excavación 50m). D. Múltiples zonas de corte en roca competente (sin arcilla), roca circundante suelta (cualquier profundidad). E. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavación 50m). F. Zonas de corte aisladas en roca competente (sin arcilla) (profundidad de excavación 50m) G. Juntas abiertas sueltas, fisuración
SRF
NOTAS
10.0
5.0
2.5
1. Reducir estos valores del SRF en un 25-50%, si las zonas de corte relevantes influencian pero no intersectan la excavación.
7.5
5.0
2.5 19
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b) Roca competente, problemas de esfuerzos
A. Esfuerzo bajo, cerca de la superficie. B. Esfuerzo medio C. Esfuerzo elevado, estructura muy cerrada, generalmente favorable para la estabilidad, puede ser desfavorable para la estabilidad de las paredes. D. Estallido de roca moderado (roca masiva) E. Estallido de roca intenso (roca masiva). c) Roca compresiva, flujo plástico de roca incompetente bajo la influencia de presiones altas de roca. A. Presión moderada de roca extrusiva o B. Presión alta de roca extrusiva d) Roca expansiva, acción química expansiva, dependiendo de la presencia de agua A. Presión moderada de roca expansiva B. Presión alta de roca expansiva.
c / 1 200
t/1 13
2.5
13-0.66
1.0
10-5
0.66-0.33
0.5-2
5-2.5
0.33-0.16
5-10
2.5
0.16
10-20
200-10
NOTAS
SRF
2. Para un campo de tensiones muy anisotrópico (si es medido): cuando 5 1/310, reducir c a 0.8 c 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.
NOTAS
5-10 10-20 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).
5-10 10-15
20
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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: 21
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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) 22
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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 23
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I A S A B L C : 7 C o l u D t í p a E C
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
Excavación mineras temporales Excavaciones mineras permanentes, túneles de conducción de agua para proyectos hidroeléctricos (excluyendo tuberías forzadas de alta presión), galerías, túneles piloto y galerías de avance. Cámaras de almacenamiento, plantas de tratamiento de agua, túneles menores para carreteras o vías férreas, cámaras de equilibrio, túneles de acceso. Estaciones de energía, túneles grandes para carreteras y vías férreas, refugios de defensa civiles, intersecciones de portales. Estaciones de energía nuclear subterráneas, estaciones ferroviarias, instalaciones deportivas y públicas, fábricas. 24
3-5 1.6
1.3 1.0 0.8
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
Excepcionalmente Extremadamente Mala Mala
Muy Mala
o n z a d 2.3m a L t o 2.1m n c r e o C l 1.7m d e 50 r e a A 1.5m l e s e n 1.3m m o n r e 1.2m t r e p n n e e o i c 1.0m a E s p a r 100
20 u t R l A S E o o h 10 c n A = e D
5
(9)
(8)
(5)
(4)
Exc. Buena
20
2.5m
10
(3)
(2)
(1) 4.0 m
m m 0 5 1
m m 0 5 2
m m 0 2 1
2
1
(6)
(7)
Ext. Buena
Mala Regular Buena Muy Buena
0.004
0.01
0.04 0.1
l e d m r a m m 3.0 m u e m m m f s 0 0 0 9 4 5 n o r 2.0 m e p e a d o r z n t L a n e 1.5 m t o e t o n e i n c r m a i l C o c 1.3 m a s p a d e E e 1.0 m A r 0.4
1
4
10
40
100
400
1 = R S E
7
a r a p
5
m
n e s o n 3 r e p s o l 2.4 e d d u t i g 1.5 n o L
1000
RQD J r J w Calidad del Macizo Rocoso Q = x x J n J a SRF
Figura 1 Categorías de sostenimiento estimadas en base al índice 25 Q (Según Grimstad y Barton 1993)
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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. 26
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C 27
Figura 1 Diseño de sostenimiento en labores mineras subterráneas SMP
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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 28
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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)
29
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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 3 Jr Pr = 2 Q-1/3 Jr
Para macizos con menos de tres familias de discontinuidades
Para macizos con tres o más familias de discontinuidades 30
7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
f) Carga de roca en hastiales (Ph) (kp/cm2) Para Q 10 Para 0.1 Q 10 Para Q 0.1
Ph = 5Q Ph = 2.5Q Ph = Q
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7.2. Clasificación Q S A C I N Á C E M O E G S E N O I C A C I F I S A L C : 7 o l u t í p a C
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), 32
