clase nº 3 de tÚneles - geoasbuilt - geomatic · •el porcentaje de mano de obra especializada...
TRANSCRIPT
Universidad de Los AndesFacultad de IngenieríaDepartamento de Vías
Geotecnia
Prof. Silvio Rojas
Mayo , 2009
CLASE Nº 3 DE TÚNELES
Escudo abierto con Rozadora
El campo de utilización de los escudos rozadores va desde suelos no cohesivos hasta rocas con resistencia a la compresión inferior a 700 kgcm2.
Por lo general la mayoría de los escudos abiertos dotados con brazo rozador permiten el intercambio con el brazo excavador. Gracias a esto, la mayoría de los elementos que componen los equipos son idénticos en ambos casos.
máquinas ataque puntual
la potencia total del motor de corte
y el peso de la máquina (fuerza de reacción ) se concentran en una única punta cortadora, lo que permite atacar rocas bastante duras.
1. Rozadora.2. Escudo.3. Cilindros de mando.
4. Cinta transportadora.5. Tubo de la máquina.6. Grupo hidráulico.
Brazo artículadoPicas de fricción:
Arranca pequeños fragmentos de roca.
La extracción del escombro resultante de la excavación se suele dividir en dos partes:
1. Retirada del material del frente de excavación, que puede realizarse, bien mediante una cinta transportadora o bien mediante un tornillo sinfín.
2. Transporte del escombro mediante vagoneta o con cinta transportadora.
La rotación del cabezal, los cilindros hidráulicos del brazo y las fuerzas de reacción de la máquina, se concentran en las picas, iniciándose el rozado
Ventajas
sistema que admite alta mecanización
Reduce sobre excavaciones
•No altera prácticamente las características iniciales de la roca
Reduce la cuantía del sostenimiento
Se adapta mejor que otros sistemas a la ejecución por fases
En comparación con equipos TBM (topos) tiene las siguientes ventajas:
•Precios más razonables.
•Mayor flexibilidad para adaptarse a cualquier cambio de terreno.
•Se puede utilizar en una amplia gama de secciones, tanto en relación con su forma como en sus dimensiones
•Su instalación es mucho más fácil y económica
•El porcentaje de mano de obra especializada es menor
•En rocas de mala calidad permite un mejor acceso al frente para efectuar los trabajos de sostenimiento
•Permite efectuar la excavación en fases, lo que es decisivo en terrenos de mala calidad
•El mayor rendimiento de avance del TBM es neutralizado por la incidencia en tiempo de los trabajos de sostenimiento
Existen dos sistemas de corte de las rozadoras:
1.- El ripping de cabezal frontal, la cabeza gira en torno a un eje perpendicular al eje del túnel.
2.- El milling cabezal radial, gira en torno a un eje longitudinal, paralelo al eje del túnel.
Ventajas de la rozadora longitudinal tipo “milling”:
Desde el punto de vista mecánico la transmisión del motor a la cabeza es más simple
En rocas duras estratificadas o heterogéneas, la cabeza de corte se introduce en las zonas más blandas del frente lo que facilita la excavación lateral.
se adapta mejor a los contornos irregurales, produciéndose menos sobreexcavación.
Ventajas de la rozadora de eje transversal tipo “ripping”:
En rocas blandas la producción es mayor a causa de la doblecabeza.
La máquina es más estableporque el esfuerzo simétrico sobre el eje.
El empuje sobre el frente resulta más fácil de conseguir(a igualdad de pesos de la máquina) debido al giro de las cabezas de corte hacia arriba.
La rozadora se adaptamejor para contornos del frente regulares.
A mayor peso de la máquina mayor es la capacidad de la rozadora.
Según su peso pueden clasificarse:
Comentarios:
•El peso es la variable más significativa para el rendimiento, ya que es éste quien constituye la reacción necesaria para producir el empuje sobre el frente.
• Una potencia adecuada en la cabeza es necesaria pero no suficiente.
Para galerías
Grado
Descripción Identificación en campo Rango aproximado
de la compresión
simple (MPa)
S1 Arcilla muy blanda Penetra fácilmente varias pulgadas por el puño
< 0.025
S2 Arcilla blanda Penetra fácilmente varías pulgadas por el dedo pulgar
0.025 – 0.05
S3 Arcilla media Penetra varías pulgadas por el dedo pulgar, usando esfuerzo moderado.
0.05 – 0.10
S4 Arcilla semidura Deja fácilmente hendidura por la acción del dedo pulgar, pero penetra solamente con gran esfuerzo.
0.10 – 0.25
S5 Arcilla dura Mellada fácilmente por la uña del pulgar
0.25 – 0.50
S6 Arcilla muy dura Mellada con dificultad por la uña del pulgar
> 0.50
Grado Descripción Identificación en campo Rango aproximado de la compresión simple (MPa)
R0 Roca extremadamente débil
Mellada por la uña del pulgar 0.25 - 1
R1 Roca muy débil Se disgrega por golpes fuertes de la punta de la piqueta , puede desconchada por una navaja
1.0 – 5.0
R2 Roca débil Puede desconchada por una navaja con dificultad
5.0 – 25
R3 Roca extremadamente resistente
No puede ser rayada o desconchada por navaja, la muestra puede ser fracturada por un golpe fuerte de la punta de la piqueta
25 – 50
R4 Roca fuerte La muestra requiere más de un golpe de la piqueta para fracturarla
50 – 100
R5 Roca muy fuerte La muestra requiere varios golpes de la piqueta para fracturarla
100-250
R6 Roca extremadamente resistente
La muestra puede ser astillada por la piqueta
>250
Se usan picas delgadas y estrechas para suelos y rocas blandas y picas gruesas de forma fusiforme para rocas más duras.
Estimación del rendimiento de una rozadora:
DEexc CCnRICR ⋅⋅⋅⋅= 1
donde:
Rexc: Rendiemiento m3/día
CE: Coeficiente de eficiencia (tabla 7)
RI: Rendimiento instantáneo m3/hora (tabla 6)
n: Número de horas trabajadas al día
C1: Coeficientes de tiempos muertos, no disponibles en cada relevo
CD: Coeficiente de tiempo disponible para el rozado (tabla 10)
Potencia de la cabeza de corte
(Kw)
Resistencia a compresión simple del terreno (σc kg/cm2)
1200 1000 500 300 200 80
Rendimiento RI m3/hora (CE=1)
300 23 29 50 72 94 116
200 12 29 48 67 81
110 27 27 34 46
50 12 17 41
40 6 12 35
20 3 12
Tabla 6
Grado Condiciones de trabajo Coeficiente de eficiencia CE
1 Buenas condiciones en la solera. Se produce poco polvo.
1
2 Solera en malas condiciones. Poco polvo. 0.86
3 Mucho polvo, a veces hay que interrumpir el trabajo.
0.69
4 Solera en malas condiciones. Mucho polvo. 0.52
Tabla 7
CD% Condiciones de trabajo
10 Condiciones pésimas
20 Terrenos malos con varias fases de ejecución realizadas con la misma rozadora en los que se coloca un sostenimiento sistemático importante.
50 Cuando se trabaja por un frente en una sola fase y con un sostenimiento de cuantía ligera.
85 En condiciones óptimas, sin ningún impedimento para el trabajo de la máquina (situación no real)
Tabla 10
Ejemplo:
Supongamos un túnel carretero cuyo terreno presenta unas características geomecánicas muy malas (tipo E de Lauffer), siendo necesarias la excavación en fases.
Considérese que se trabaja en tres turnos y que los coeficientes que intervienen son:
CE= 0.86 RI= 15 m3/h n= 24 h C1= 0.875CD=0.20
Rexc= 0.86 x 15 x 24 x 0.87 x 0.20 = 54 m3/día
Si la superficie de la rozadora es de 60 m2, el avance día será: 54/60 = 0.9 m/día
Nota: Cuando la roca es muy abrasiva, para una misma dureza de la matriz rocosa, disminuye el rendimiento instantáneo de rozado.
σc (kg/cm2) Potencia de la cabeza (Kw)
σc (kg/cm2) Potencia de la cabeza (Kw)
200 30 700 116
300 50 800 130
400 70 900 165
500 90 1000 200
600 103 1200 300
Criterios para la elección de una rozadora:
1.- Resistencia a compresión de la roca
Tabla 5
2.- Rendimiento del rozado
3.- Condiciones geométricas .
El gálibo del túnel a excavar determina las máquinas que por dimensiones pueden emplearse.
También debe hacerse una elección en función de las fasesen las en que se piense excavar.
única fase, deberán seleccionarse las máquinas de modo que la altura máxima de corte sea igual o mayor que la altura de la sección a excavar
4.- Características específicas de cada máquina
Velocidad de traslación
Energías alternativas en la traslación
Si se adapta o no para trabajar en ambientes potencialmente explosivos
Si se dispone de brazo telescópico
Si se dispone de brazo articulado
La robustez de la máquina en las partes que más están sometidas a esfuerzos
Si se dispone de sistema de chorro de agua a alta presión
Si dispone de un sistema adicional de dirección y control automático del perfil de la excavación
s.r para galerías
Martillo hidráulico
a.- Montado sobre una retroexcavadora ordinaria de cadenas.
c.- Necesita dos caras libres de salida de la roca para lograr rendimientos adecuado.
d.- Uso es bajo costo, pocos operarios, buen rendimiento, movilidad y flexibilidad.
Para excavar en rocas blandas o fisuradas en las fases de destroza
Se ajusta la fuerza y la repetición de los golpes, en función de la resistencia de la roca.
Extracción de escombros:
a.- El sistema a emplear dependerá de la cantidad de material a transportar por ciclo y de la longitud de transporte.
b.- en túneles de carreteras las secciones de excavación son grandes (80 m2 y 100 m2), donde el volumen de escombros es alto.
b.1.- No se puede usar cinta o vagonetas.
b.2.- Puede usar palas cargadoras (cap 3 m3) para distancias inferiores a 500 metros para pequeña y mediana sección. Cargar y llevarlo al exterior. Para distancias más largas use zonas de acopio intermedio.
b.3.- Para secciones mayores de 70 m2 y distancias mayores de 500m, use: Pala cargadora + camión Dumper.
c.- Cuando la excavación se hace con máquinas tuneladoras.
c.1.- La extracción se realiza con camiones dumper que son cargados por la cinta porticada del topo.
c.2.- Vagonetas sobre vía, para túneles muy largos y de secciones medias. Recomendable para distancias superiores a los 1500 metros.
Elección del sistema de excavaciónPara la elección existen:
1.- Criterios técnicos
2.- Criterios económicos.
Aspectos que se consideran en estos criterios:
Resistencia del terreno:
•Resistencia alta: emplear la excavación mediante explosivos.
•Resistencia media a baja: emplear indistintamente la voladura o la excavación mecánica.
Topos
Costo elevado de inversión inicial
Es rentable un proyecto con importantes longitudes de túneles que permita la amortización del topo.
Existe un amplio mercado de topos de segunda mano
La fig. muestra un criterio de excavabilidad mecánica de las rocas en función de la resistencia a la compresión simple y el RQD.
Explosivos
Producen vibraciones lo cual complica el uso en en zonas urbanas o próximos a edificios habitados o de interés
También es complicado su uso en la proximidad de víasde circulación en carreteras, ferrocarriles, etc
En casos donde se límite su uso, normalmente se prefiere utilizar medios mecánicos de excavación
Clasificación de los terrenos respecto a la excavabilidad mecánica en túneles,
Romana, 1973.
VoladuraTopo Posible
Rozadora
posible
posible
Martillo
TBM
EPB
Tabla anterior: Roca medianamente resistente y roca fuerte
Para el uso de rozadoras en función del peso y de la resistencia a compresión simple de la roca compacta (RQD > 90) se ha utilizado la siguiente escala.
Co (Mpa) Condiciones de excavación
Peso de rozadoras30 – 50 ton 50 – 80 ton > 80 ton
2 – 6 Problemas de apoyo Adecuado Posible -
6 – 12 Problemas de apoyo Adecuado Adecuado Posible
12 – 20 Normales Posible Adecuado Adecuado20 – 60 Normales - Adecuado Adecuado
60 – 120 Inviable económicamente - - “Posible2
> 120 Imposible - - -
Roca muy dédil Roca débil
R. Medianamente resit
La abrasividad de una roca se relaciona con el con el contenido de cuarzo, cuya dureza de MOHS es superior a la del acero.
En general todos los minerales producen cierto desgaste de las herramientas de corte, dependiendo de su dureza. Para evaluar el efecto de los minerales en el desgaste, se usa el concepto de equivalente de cuarzo, definido como:
Equivalente_de_cuarzo = % de mineral x F
donde:
F: factor de equivalencia.
La tabla siguiente, muestra las condiciones de la excavación mecánica en función del contenido equivalente de cuarzo de la roca.
El factor de equivalencia puede tomarse de la siguiente tabla:
Nombre DurezaMOHS
Frecuencia Rocas Zonas
Silice 7 Muy común Cuarzo, cuarcita, rocas igneas, rocas siliceas.
Muy común
Olivino 6-7 Escaso Basalto, gabro, peridotita.
Canarias, Gerona, Ciudad Real,
Ronda.
Andalucita 7.5 Muy escaso Zonas de metamorfismo
Galicia, Ronda, Almeria
Granate 6.5-7.5 Frecuente Zonas de metamorfismo
Galicia, Guadarrama, S. Nevada, C. De Gata, Cataluña.
Pirita 6-6.5 Frecuente Calizas, Pizarra Muy común
Magnetita 5.5-6.5 Escaso Rocas básicas AndaluciaGalicia
Oligisto/Hematites 5.5-6.5 Escaso Masas y Filones metálicos
En muchas zonas
Plagioclasa 6-6.5 Frecuente Dioritas, Garbos, Basaltos, gneis.
En muchas zonas
Límite económico de excavación con rozadoras (C.E.Tu, 1976)Peso (ton) Potencia (Kw) en cabeza
de corteResistencia de la roca
Co (MPa)
10 30 20 a 30
10 a 30 30 a 50 50 a 60
30 a 70 50 a 200 80
Romana:
Rara vez resulta económicamente factible la excavación con rozadora de rocas compactas, no fracturadas, cuya resistencia a compresión simple excede 60 Mpa. Sin embargo CORNEJO (1988) da valores más optimistas.
Límite Económico de excavación con rozadoras (CORNEJO, 1988)
Tipo de roca Abrasividad Resistencia de la rocaCo (MPA)
Caliza Escasa 115-171
Pizarra Media 77-96
Arenisca Alta 51-64
Ignea Rica en sílice 51-64
El coeficiente de desgaste de SCHIMAZEK(1970), para estimar la influencia de la abrasividad en el desgaste de las picas rozadoras:
Se define:
om TQ
F ⋅⋅= φ100
Q: % de cuarzo o minerales equivalentes
φm: Diámetro medio de los granos de cuarzo, con un valor mínimo de 0.02 mm cuando las rocas no tienen cuarzo.
To: Resistencia de la roca a tracción.
Valores Característicos del coeficiente de SCHIMAZEK F (N/mm)
F(N/mm) Comportamiento de la roca Fuente
0.0.6 Se excava bien con rozadora con poco desgaste
SCHIMAZEK Y KNATZ (1970)
0.42 Se puede excavar con rozadora
0.50 Límite de la excavación económica con rozadora
WESTFALIA
0.60 Límite práctico de la excavación con rozadora
CORNEJO (1988)
2.70 Límite de la excavación con tuneladora
Según datos publicados por KENNAMETAL el consumo de picas podría estimarse:
o
o
C
T
mUdConsumo ⋅+=
5.172.03
Válido para un porcentaje de cuarzo superior al 30% y una tenacidad (To/Co) mayor de 0.14.
To: Resistencia a tracción simple de la matriz rocosa.
Co: Resistencia a compresión simple de la matriz rocosa.
LIMITES DE UTILIZACILIMITES DE UTILIZACILIMITES DE UTILIZACILIMITES DE UTILIZACIÓÓÓÓN DE N DE N DE N DE TUNELADORASTUNELADORASTUNELADORASTUNELADORASEstimación de la velocidad de avance
1.- Estimación de la penetración (p) por vuelta:
Robbins (1970):Co
Fp N⋅= 5.3
donde:
p: Penetración (mm/vuelta)
FN: Fuerza normal media por cortador (KN)
Co: Resistencia a la compresión simple de la roca (MPa)
Graham (16970):Co
Fp N⋅= 94.3
donde:
p: Penetración (mm/vuelta)
FN: Fuerza normal media por cortador (KN)
Co: Resistencia a la compresión simple de la roca (MPa)
Farmer y Glossop (1980):To
Fp c⋅= 624.0
s.r
FN = 25 ton = 25000 Kg =
250000 N = 250 KN
p: Penetración (mm/vuelta)
Fc: Fuerza del cortador (KN)
To: Resistencia a la tracción de la roca (MPa)
Farmer y Glossop (1980):
Para una relación Co/To = 8 a 10
Co
F 6.2 a 5 c=p
p: Penetración (mm/vualta)
Fc: Fuerza del cortador (KN)
Co: Resistencia a la compresión simple (MPa)
Tarkoy (1983), recomienda:
7.0)(
)(>
MPaCo
KNFN que aplicado las fórmulas de Robbins o Graham resulta a una penetración de 2 a 3 mm/vuelta.
Las ecuaciones anteriores, indican que existe una proporcionalidad entre la fuerza por cortador y penetración por vuelta. La fig 5 y fig 6, confirma parcialmente lo expresado por las ecuaciones:
Fig. 5.- Penetración en función de las fuerzas por cortador en el túnel Culver – Goodman (Nelson et al, 1984)
10 mm/ vuelta
Fig. 6.- Penetración en función de la fuerza por cortador, según los ensayos de Snowdon et al (1982)
10 mm/vuelta
Deere (1970), propuso una combinación entre la resistencia y abrasividadde la roca para la previsión de la penetración de tuneladoras:
ART HHH ⋅=
HT: Parámetro de dureza total
HR: Dureza de Schmidt o rebote del esclerómetro Schmidt
HA: Abrasividad medida en un abrasímetro TABER (pérdida por abrasiónexperimentada por un disco de roca, de calibre NX y 1/4” de espesor, que gira mientras es arañado por una rueda de abrasión tipo TABER H-22, que gira loca).
HA = Inverso del peso perdido en gramos de los discos de roca después de 40 vueltas.
La fig. 7a, presentan algunos datos que definen el valor medio y rango de variación HT para distintos tipos de roca. La fig. 7b, relaciona la dureza total (HT) con el contenido de cuarzo.
Cuarcita
Diabasa
Pegmatita
Granito y baasalto
Esquistos de Manhattan
Esquistos de Filadelfia
Caliza de alemania
Limolita de New Jersey
Calizas dolomiticas
Pizaras de Lewis
Pizarras y areniscas
Fig. 7.- Valores de la “Dureza total” HT (Tarkoy, 1973)
(a) Según los diversos tipos de roca
(b) En esquistos micaceos en función del contenido de cuarzo.
2.- Indice de penetración (Ip)
p
FI N
p =
donde:
Ip: Índice de penetración (KN/mm/vuelta)
Nelson et al (1983), del estudio de 4 túneles, encontraron la siguiente Correlación entre el Ip y La dureza HT.
Tp HI ⋅+= 18.095.5 Ip en KN/mm
Los valores de HT están comprendidos entre 20 y 80. La fig. 8, presentan los datos utilizados, indicando la resistencia a la compresión simple de las diferentes rocas.
Nelson et al (1983), propuso la siguiente correlación entre el Ip y la dureza de Smchmidt:
343.0 −⋅= Rp HI
donde:
Ip: Indice de penetración (KN/mm)
HR: Rebote del esclerómetro (rebote de Schmidt)
Fig. 8.- Relación entre el índice de penetración y la dureza total en cuatro túneles (Nelson et al, 1983)
Ip en KN/mm
La fig. 9 (Mc FEAT – SMITH Y TARKOY, 1979), muestra una serie de correlaciones entre la dureza total HT y la velocidad de avance para diversos casos reales.
Fig. 9.- Correlación entre la dureza total HT y velocidad de avance en diversos túneles (Mc Feat Smith y Tarkoy, 1979)
La fig. 10 (Tarkoy, 1973), relaciona los valores de HR con la velocidad de avance. Las durezas registradas están entre 38 a 54 y los avances varían entre 1 a 3 m/hora.
Fig. 10.- Relación entre la velocidad de avance y la dureza Schmidt en un túnel en micaesquistos (Tarkoy, 1973)
La fig. 11, muestra la velocidad de avance en función de la resistencia a la compresión simple. Aunque la correlación es muy pobre en esta fig., los datos sugieren la existencia de una región de velocidades de avance, cuyos límites inferior y superior, depende de la resistencia a la compresión simple.
Fig. 11.- Correlación entre velocidad de avance y resistencia a compresión simple en túneles Japoneses (Ikeda, Nishimatsu, 1980)
Rocas blandas afectan el avance
Rocas duras afectan el avance
Otras experiencias en los avances:
• Hingst (1991), resume experiencia en la construcción de 21 túneles hidráulicos:
Diámetros entre 10.8 y 20 metros
Longitudes entre 900 y 12800 metros
Roca caliza poco abrasiva y de bastante calidad
Las necesidades de sostenimiento no fueron elevadas
Se usaron varias tuneladoras
Los avances medios reales oscilaron entre 1.6 m/h y 5.1 m/h con una media de 2.3 m/h.
• El C.E. Tu (1976), aconseja previsiones de avances de 200 a 400 m/mes para túneles con diámetro entre 3 y 6 metros excavados en roca de resistencia a compresión simple (Co) entre 30 a 100 MPa.
• La experiencia española indica que es posible alcanzar y mantener rendimientos próximos al kilómetro/mensual, luego de varios meses de trabajo y en túneles de varios kilómetros de longitud. Una previsión conservadora pero razonable sería un avance mensual medio de 450 m/mes.
Límite superior por resistencia de la roca
Los fabricantes de tuneladoras indican perforación mecánica hasta rocas con resistencia a la compresión simple de 350 MPa (resistencias obtenidas en probetas cúbicas y roca sana).
Es recomendable usar probetas de diámetro 2” y de esbeltez igual o superior a 2, resistencias que serán menores a las probetas cúbicas.
Usando las correlaciones anteriores, puede decirse que para Co = 250 a 300 MPa, y velocidades de avance de 2.5 cm/mín = 1.5 m/h (y penetraciones inferiores o iguales a la crítica), exigirá presiones de cortador del orden de 400 KN o más.
Rocas con resistencia superior de 150 MPa son pocos abundantes. Entonces
la capacidad de la máquina se plantea entorno a una resistencia de la roca entre 100 a 150 MPa.
La siguiente tabla compara como ha variado la capacidad de las tuneladoras Robbins:
Tabla 9: Desarrollo de las tuneladoras (FAWCETT, 1993)
AÑO 72-73 79-80 89-90Modelo 142-145 147-210 1410-252
Diámetro (m) 4.27 4.32 4.3
Material Caliza Caliza dolomítica
Granito / esquisto micáceo
Cortadores nº/φ(mm) 32/3053/280
27/394central
29/4834/305
Empuje por cortador (KN)
89 178 314
Empuje total (KN) 3115 5425 9100
Potencia de corte (KN)???
447 671 2345
Peso (ton) 100 113 262
En la tabla se observa, que el empuje por cortador a crecido de 89 KN (8.9 ton) a 300 –325 KN (30 ton – 32.5 ton), y sus diámetros aumentaron de 305 mm (12”) a 483 mm(19”).
Internet:
En Física, potencia es la cantidad de trabajoefectuado por unidad de tiempo. Esto es equivalente a la velocidad de cambio de energíaen un sistema o al tiempo empleado en realizar un trabajo, según queda definido por:
Donde
•P es la potencia.
•W es la energía total o trabajo.
•t es el tiempo.
Potencia mecánica es el trabajo realizado por una máquina o una persona en un determinado intervalo de tiempo.
Artículo principal: Unidades de potencia
Artículo principal: Unidades de potencia•Sistema métrico (SI) , la más frecuente es el vatio (W) y sus múltiplos: 1000 W = 1 kW (kilovatio); 1 000 000 W = 1 MW (megavatio), aunque también pueden usarse combinaciones equivalentes como el voltiamperio.
•Sistema inglés , caballo de vapor o caballo de fuerza métrico (CV), cuya equivalencia es 1 kW = 1,359 CV
El caballo de vapor, símbolo CV, es una unidad de potencia. Se define como la potencia necesaria para elevar verticalmente un pesode 75 kg-fuerza(kilopondios) a la velocidad de 1 m/s. Esta unidad se llama así porque se suponía que era la potencia que desarrolla un caballo. Sin embargo, un humanodeportista de élite puede llegar a desarrollar potencias de más de 1 CV en periodos muy cortos. [cita requerida]
En países anglosajones suele utilizarse el Horse Power o caballo de potencia. La relación entre ambas unidades y las respectivas relaciones con el W, unidad de potencia del Sistema Internacional de Unidades, son las que se indican:
•1 CV = 736 W
•1 HP = 745,6987158227022 W
•1 HP = 1,0138 CV
•1 CV = 0,9863 HP
Tabla 10.- Algunos túneles hidráulicos excavados con tuneladora Robbins
Nº Nombre PAIS AÑO L(Km) D(m) ROCA
1 ULSAN Corea 1991 5+9.5 3.5 Granito
2 CABLE Hong-kong
1991 5.5 4.8 Granito
3 REUNION I. Reunión 1990 8.8 4.3 Basalto
4 SVARTISEN ST Suecia 1990 8.3 3.5 Granito -cuarcita
5 SVARTISEN 3 Suecia 1989 12 4.3 Varios
6 LA MADROA España 1990 6.5 3.2 Granito-Gneiss
7 MEIRAMA España 1989 2.2 3.2 Granito-Gneiss
8 HEINFELS Australia 1989 3.5 3.2 Anfibolita
9 KORALPE Australia 1988 10.5 3.5 Varios
10 UTTENDORF Australia 1987 10 3.5 Varios
Tabla 11.- Tuneladoras Robbins empleadas en los túneles de la tabla 10Nº MAQUINA POTENCIA
(KW)EMPUJE
(ton)CORTADORES
1 1114-263 900 = 1208 HP 738 26-17” (E=28 ton)
2 151-261 2350 =3150 HP 1049 32-19” (32)
3 1411-260 935 657 29-17” (22.5)
4 1215-257 1340 736 25-19” (30)
5 1410-252 2345 928 29-19” (32)
6/7/8 1014-250 746 600 24-17” (25)
9 1113-246 746 568 25-17” (22.5)
10 1112-238 746 568 25-17” (22.5)
Características en común de las máquinas:
Cortadores de 17” a 19”
Empuje por cortador 22.5 a 32 ton
Nota:
En la situación actual parece que es factible la excavación con tuneladoraen rocas de hasta 200 MPa de resistencia a la compresión simple aunque el límite económico debe ser 120 a 150 MPa.
Límite inferior por resistencia a la compresión sim ple de la roca
La tuneladora avanza:
•Apoyándose en el suelo con una zapata. La reacción en la zapata depende del peso total de la máquina.
• Acuñándose lateralmente contra las paredes del túnel mediante dos a más codales (grippers). La reacción sobre los codales crece con la resistencia de la roca, ya que se debe obtener la reacción necesaria para aplicar las fuerzasnormales por cortador sobre el frente.
Tabla 11.- Presiones de una tuneladora sobre el terreno (Fernández, 1993)Roca compacta φ 4-5 m Roca blanda φ 3 m
Codales 4 MPa 2 MPa
Zapata 2.5 MPa 1 –2 MPa
Carga de hundimiento:Para roca dúctil 2.7 x Co
Para roca frágil xCo7.22
1 ⋅
Antes de llegar a la carga de hundimiento empiezan a producirse deformaciones excesivas.
Topos han trabajado en margas con valores de Co entre 2 y 6 MPa). Pero se requieren rocas más competentes para que los codales no dañen los hastiales del túnel al apoyarse y la máquina pueda avanzar sin la necesidad de colocar chapas o tablones para apoyo de los codales.
También una resistencia de 2 MPa parece ser la mínima necesaria para que no se produzca hundimiento de la zapata que se apoya en la solera.
Influencia de la fracturación
Influye de dos maneras:
a.- La velocidad de perforación aumenta cuando aumenta la fracturación
b.- En un macizo diaclasado las necesidades de sostenimiento reducen el rendimiento.
La fig. 12 (Túnel Rueboden-Gigerwald desarrollo hidroeléctrico Sarganseland Suiza), indica que entre menos separadas estén las discontinuidades mayor es la penetración especifica
KNmm/vuelta/ __ cortadormediaFuerza
nPenetracióPe=
También se aprecia que el mayor % de las discontinuidades estaban separadas entre 50 cm y 100 cm, donde la penetración especifica disminuye.
penetración especifica
(a) Caliza arenosa –
(b) Caliza de grano grueso –
(c) Caliza de grano fino
(d) Pe Penetración específica – (e) Separación de las juntas
(frecuencia)
Fig. 12.- Relación entre penetración específica y frecuencia de las juntas según Aeberli y Wanner (1978).
< 5 cm 5 – 10 cm 10 – 50 cm
50- 100 cm
menos separadas estén las discontinuidades mayor Pe
La tabla 12 (Túnel NAST Colorado, USA, excavado en granito y el Crespera-Gemmo en Lugano, Suiza), refleja la influencia del relleno en las juntas y del ancho de las juntas, en el incremento del rendimiento de la perforación.
Tabla 12.- Incremento del rendimiento de la perforación en tuneladoras al atravesar discontinuidades según Wanner y Aeberli (1979).
Tipos de discontinuidad Ancho (mm)
Incremento del rendimiento de
perforaciónJuntasFrec: 25 – 50 cm
Soldadas - -
Limpias < 5 10 – 60 %
Abiertas con relleno
> 5 50 – 160 %
Zona fracturada <100 10 – 40 %
>100 40 – 80 %
Falla / Zona muy fracturada 100-160 %
La fig. 13, muestra la influencia de la orientación de las discontinuidades en el incremento de la velocidad de perforación. “α” es el ángulo entre el eje del túnel y la orientación de la discontinuidad predominante (esquistosidad o foliación). Se aprecia que la velocidad crece linealmente con el ángulo relativo hasta velores de 60º. Estas discontinuidades pueden prolongarse muchos metros según su oblicuidad respecto al eje del túnel.
Túnel de Cresper – Gemmo excavado en filitas con cortadores de disco en cuña.
Pozo inclinado para ventilación del Gran Gotardoexcavado en gnéises biotíticos con cortadores de cuña (metros 230-260) y cortadores de botones (metros 120-150)
Fig. 13.- Relación entre la velocidad real del avance (m/h) y el ángulo entre el eje del túnel y los planos de foliación según Wanner t Aeberli (1978).
Para que con la presencia de las discontinuidades incremente el rendimiento, es necesario las siguientes condiciones:
a.- Que no exista gran cantidad de agua en la junta o zona de falla.
b.- Que la alteración no dificulte el apoyo de los codales.
c.- Que la alteración no obligue a labores especiales de sostenimiento.
Si no se cumplen esas condiciones, al cruzar zonas de falla inversa, mantos de corrimiento, zonas muy carstificadas, puede ocurrir:
a.- Enormes pérdidas de tiempo
b.- A veces accidentes
La fig. 14, muestra tres casos de pérdidas de rendimiento al cruzar accidentes no muy importantes desde el punto de vista geológico, pero que afectaron una longitud importante del túnel.
(a) Falla vertical en carbonífero
Falla vertical
Horas de retraso en los tramos indicados
313 horas
(b) Zona fracturada entre dos fallas menores
Zona con 6 fallas menores y dos zonas fracturadas.
Fig. 14.- Pérdidas de rendimiento en el cruce de accidentes geológicos según Mc Feat –Smith y Tarkoy, (1980).
Tabla 13.- Condicones indicativas de utilización de tuneladoras en función de parámetros geomecánicos (Romana, 1993)
RMR RQD Condiciones de utilización de tuneladoras sin escudo en función del sostenimientoValor Clase
80-100 I >90 Excelentes. Rendimiento
60-80 II 70 – 90 Buenos. Rendimientos altos.
50-60 III a 50 – 70 Adecuados. Rendimientos reducidos.
40-50 III b 40 – 50 Poco adecuados.
20-40 IV 25 – 40 Tolerables sólo en tramos muy cortos.
0-20 V < 25 Totalmente inadecuados.
Roca muy fractura y tal vez con presencia de flujo de aguas
Límite por abrasividad
1.- Se admite que si el porcentaje de sílice es muy alto, la roca no puede ser cortada mecánicamente a causa del costo en herramientas desgastadasy las pérdidas de tiempo para su sustitución.
2.- La abrasión es mayor en rocas masivas con el contenido de sílice repartido concierta uniformidad (como por ejemplos granitos o cuarcitas).
3.- La abrasión es menor en rocas no homogéneas, fracturadas y con nódulos de sílice (como por ejemplos esquistos silíceos). La herramienta puede desgajar los nódulos sin sufrir excesiva abrasión.
4.- El desgaste de los cortadores obliga a su sustitución con una incidencia importante en el corte de la perforación y en el rendimiento. En las máquinas actuales los cambios se hacen desde el interior.
5.- Entre más retirados estén los cortadores del centro de la máquina, mayor es el desgaste, ya que su recorrido es mayor.
Rocas estudiadas
en función del contenido de cuarzo
La fig. 15, muestra diversas correlaciones entre las propiedades de la roca y los recorridos específicos (Re) medios de los cortadores.
m/mm abrasión la de causa acortador del diámetro deln Disminució
túneldel frente elen círculos describe quecortador por virtualrecorrido ElRe =
Problemas graves de abrasión por el alto contenido de cuarzo
Los recorridos Re son muy bajos por los desgaste de cortadores
primera causa de paradas en el funcionamiento de las tuneladoras
en función de la resistencia a compresión simple
en función de la abrasividad de Taber de la roca.
Fig. 15.- Recorrido específido (Re) de los cortadores en el túnel Culver –Goodman, para diversas propiedades de la roca (Nelson, et al 1983).
La fig. 16, muestra como el costo de los cortadores incrementa con la dureza total.
Fg. 16.- Costo total de cortadores (en libras esterlinas de 1979) en función de la dureza total HT según Mc Feat – Smith y Tarkoy (1979).
Fig. 17.- Costos medios de cortadores (en US $1988) en función de la resistencia a compresión de la roca (Robbins, 1990).
Nota: Se ha mantenido la leyenda del autor. Donde dice Kpa/cm2 seguramente debe querer decir Kg/cm2.
No se indica el método de ensayo de la resistencia a compresión simple. Si se tratase de pequeñas probetas cúbicas la resistencia normalizada sería del orden de 60% de la expresada en el gráfico.
costo de cortadores por m3 de excavación
USA 1988
Para la figura se debe tener en cuenta que los empujes de los cortadores son:
1.- Para Co = 35 MPa de 7 ton
2.- Para la máxima Co de 25 ton.
También para la figura se debe tener en cuenta:
1.- Rocas no abrasivas: Pizarra blanda, marga, caliza poco compacta.
2.- Moderadamente abrasivas: Pizarra dura, caliza compacta, arenisca media
De la fig. se puede deducir que un límite económico para la excavación de rocas abrasivas está alrededor de 150 MPa.
Límites del uso de la tuneladora, en función de la abrasividad:
contenidos equivalentes de cuarzo superiores al 80%
contenidos equivalentes de cuarzo superiores al 60% l
Para contenidos equivalentes de cuarzo inferiores al 60%
Abrasividad no es un factor limitativo, aunque puede incrementar los costos.
Rendimientos de la excavación mecánica serán muy reducidos a causa de la necesidad de sustitución frecuente de cortadores y los costos aumentaran mucho.
la excavción mecánica de rocas poco diaclasadas sería inviable.
La excavación con tuneladoras, también puede ser inviable, en rocas poco abrasivas, tales como:
Arcillas plásticascon contenidos de humedad por debajo del límite plástico
Cuando la roca contiene un porcentaje alto de minerales con respuesta elástica(como yeso o la mica)
En margas y arcillas expansivas
la tuneladora puede quedar atascadadentro de la perforación por reducción del diámetro del túnel.
los cortadores pueden tener muchas dificultades para fracturar la roca.
se adhieren a los cortadores y no pasan al interior hasta los mecanismos de recogida de escombros.
Margas pizarreña:
Roca sedimentaria de textura laminar con frecuencia de tonos oscuros
Compuesta predominantemente por partículas del tamaño de las arcillas, aunque puede contener una pequeña porción de tamaños arenosos o de limo.
Puede ser blanda o dura.
Su característica predominante es la elevada proporción de partículas finas de arcilla y por consiguiente son en realidad argilitas equivalentes a lutitas.
Sometidas a humedecimiento y secado vuelven a su estado originalde masas arcillosas.
Algunas clasificaciones que ayudan a estimar los métodos de excavabilidadmás adecuados:Tabla 14.- Escala de resistencia de la matriz rocosa (Romana, 1981, derivada de la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas).
Co (MPa) Material Resistencia< 0.6 Suelo -
0.6 – 2 Transición -
2– 6 Roca Muy baja6 – 20 Roca Baja
20 – 60 Roca Media60 – 200 Roca Alta
> 200 Roca Muy alta
Tabla 15.- Escala de fracturación (Deere)
RQD Calidad de macizo
0 – 25 Muy mala25 – 50 Mala50 – 75 Mediana75 – 90 Buena90 - 100 Muy buena
Tabla 16.- Escala de abrasividad
Contenido equivalente de cuarzo %
Condiciones de excavación mecánica
< 40 Viable económicamente
40 – 60 Posible. Los costos crecen con el CEC
60 – 80 Posible. Costos altos. Rendimientos reducidos.
> 80 Inviable económicamente.
Tabla 17.- Escala de utilización de Topos en roca compacta (RQD > 90)
Co (MPa) Condiciones de excavación Fn (ton)
6 – 12 Posible. Problemas de apoyo Cualquiera
12 – 20 Posible. Muy adecuado Cualquiera20 – 60 Posible. Muy adecuado. > 15
60 – 150 Posible. Problemas de empuje > 25
150 – 200 “Posible”. Dificultades de corte > 25
> 200 Inviable -
Tabla 18.- Escala de utilización de topos en función de las necesidades de sostenimiento,
RMR RQD Condiciones de utilización de tuneladoras sin escudo en función del sostenimientoValor Clase
80-100 I >90 Excelentes. Rendimiento
60-80 II 70 – 90 Buenos. Rendimientos altos.
50-60 III a 50 – 70 Adecuados. Rendimientos reducidos.
40-50 III b 40 – 50 Poco adecuados.
20-40 IV 25 – 40 Tolerables sólo en tramos muy cortos.
0-20 V < 25 Totalmente inadecuados.
Fig. 1.- Relación entre los métodos de excavación utilizados en 23 emplazamientos y los valores de los índices RMR y Q (Abdullatif y Crudden, 1983).
Fig. 2.- Clasificación de la excavabilidad de una masa rocosa en función deles espaciamiento entre fracturas (m) y la resistencia a compresión simple (MPa) según Franklin et al (1971).
Fig. 3.- Clasificación de la excavabilidad de una masa rocosa en un túnel en función del RQD y de la resistencia a compresión simple (kg/cm2) según Louis 1974.
A: Voladura
B: Topos
C: Rozadoras
F: Martillos hidráulicos
E: Palas
Fig. 4.- Relación entre el indice de penetración F (N/mm) y el coeficiente de desgaste de picas (Schimazek y knatz, 1970).
(a) ensayos de laboratorio en arenisca sintética.
(b) Ensayos en rocas del Carbonífero del Ruhr.