sistema_q.pdf
TRANSCRIPT
Prof. Ing. Arturo Lino Zapana
1
Desarrollado por Barton, Lien y Lunde (1974)
Los parámetros son: ◦ RQD
◦ Número de familias de juntas
◦ Rugosidad de la discontinuidad más desfavorable
◦ Grado de alteración o relleno en la discontinuidad más débil (más desfavorable)
◦ Presencia de agua (flujo de agua)
◦ Estado de tensiones
Índice de calidad de la roca en el sistema Q varía entre 0.001 y 1000 en una escala logarítmica
2
44Qln9RMR
3
SRF
J
J
J
J
RQDQ w
a
r
n
donde:
RQD – Índice de calidad de la roca.
Jn - Número de familias de juntas (discontinuidades)
Jr – Índice de rugosidad de las juntas
Ja – Índice del grado de alteración de las juntas
Jw – Factor de reducción debido a la presencia de agua en las
juntas
SRF - Factor de reducción debido al estado de tensiones
Tamaño de bloques (RQD/J n )
Resistencia al corte interbloques (J r / J a )
Tensiones activas (J w /SRF)
4
5
6
7
8
9
10
El uso de esta tabla es ilustrado en el ejemplo que sigue:
Una cámara de chancado de 15 m de ancho para una mina
subterránea, está para ser excavada en una norita, a una
profundidad de 2100 m debajo de la superficie.
La masa rocosa contiene dos sistemas de juntas que controlan
la estabilidad. Estas juntas son onduladas, rugosas y no
intemperizadas con muy pocas manchas superficiales.
La Tabla 3.6.4 da un número de alteración de juntas de Ja =
1.0 para paredes no alteradas de las juntas y con solo unas
manchas superficiales.
La Tabla 3.6.5 muestra que para una excavación con flujos
menores, el factor de reducción de agua en las juntas Jw =
1.0 .
Para una profundidad debajo de la superficie de 2100 m, el
esfuerzo por la sobrecarga rocosa será aproximadamente 57
MPa, y en este caso, el esfuerzo principal máximo 1 = 85
MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la
norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de
c/1 = 2. La Tabla 3.6.6 muestra que para roca competente
con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de c/1
podría producir condiciones de severos estallidos de rocas y
que el valor de SRF estaría entre 10 y 20. Para los cálculos se
asumirá un valor de SRF = 15. Usando estos valores
tenemos:
5.415
1
1
3
4
90 xxQ
13
La calidad del macizo rocoso que se designó por la letra Q, se
obtiene a partir del producto de los tres cocientes siguientes:
RQD / Jn – Representa la estructura del macizo rocoso; es una
medida aproximada del tamaño de los bloques.
Jr / Ja – Representa las características de fricción de las paredes de
una fractura o del material de relleno donde más probablemente se
puede iniciar el fallamiento.
Jw / SRF – Es un factor empírico que relaciona los esfuerzos
activos del medio rocoso.
14
Relacionando el valor del índice Q a la estabilidad y a los
requerimientos de sostenimiento de excavaciones
subterráneas, Barton et.al. (1974) definieron un parámetro
adicional al que lo denominaron Dimensión Equivalente De de
la excavación:
De = vano, diámetro o altura de la excavación (m)
ESR ESR
El valor de ESR está relacionado al uso que se le dará a la
excavación y al grado de seguridad que esta demande del
sistema de sostenimiento instalado para mantener la
estabilidad de la excavación. Barton et.al. (1974) sugirieron
los siguientes valores:
15
La estación de chancado discutido arriba cae dentro de la
categoría de una excavación minera permanente y se asigna
una relación de sostenimiento de la excavación de ESR = 1.6.
De aquí, para un ancho de excavación de 15 m, la dimensión
equivalente De = 15/1.6 = 9.4
La dimensión equivalente De ploteado contra el valor de Q,
es usado para definir un número de categorías de
sostenimiento en un diagrama publicado en el artículo
original de Barton et.al. (1974).
Este diagrama ha sido actualizado por Grimstad y Barton
(1993) para reflejar el increciente uso del shotcrete reforzado
con fibras de acero en el sostenimiento de excavaciones
subterráneas. En la Figura 3.3 se reproduce este diagrama
actualizado.
A partir de la Figura 3.3, un valor de De de 9.4 y un valor de
Q de 4.5, colocan a esta excavación de chancado en la
categoría (4), la cual requiere la colocación de pernos de roca
(espaciados cada 2.3 m) y shotcrete no reforzado de 40 a 50
mm de espesor.
A causa de la moderada a severa condición de estallidos de
roca que son anticipados, podría ser prudente desforzar la
roca en las paredes de esta cámara de chancado, mediante
voladuras de producción relativamente severas. para
aplicaciones críticas de estas técnicas es aconsejable buscar
el asesoramiento de un especialista en voladura antes de
embarcarse en el curso de esta acción.
Lset (1992) sugirió que para rocas con 4 Q 30, los
daños de la voladura resultará en la creación de nuevas
‘juntas’ con una consecuente reducción local del valor de Q
de la roca circundante a la excavación. El sugirió que este
hecho podría ser tomado en cuenta para reducir el valor de
RQD en la zona dañada por la voladura.
Asumiendo que el valor de RQD para la roca desforzada
alrededor de la cámara de chancado cae al 50%, el valor
resultante de Q = 2.9. De la Figura 3, este valor de Q, para
una dimensión equivalente De = 9.4, coloca a la excavación
justo en la categoría (5), la cual requiere de pernos de roca,
con espaciamiento aproximado de 2 m, y una capa de 50 mm
de shotcrete reforzado con fibras de acero.
19
20
21
22
23
Barton et al. (1980) proporcionaron también información
adicional sobre la longitud de los pernos, abiertos máximos sin
sostenimiento y presiones del sostenimiento, para complementar
las recomendaciones del sostenimiento publicado en el artículo
original de 1974.
La longitud L de los pernos de roca puede ser estimada a partir
del ancho de la excavación B y la Relación de Sostenimiento de
la Excavación ESR:
ESR
BL
15.02
El máximo abierto sin sostenimiento puede ser estimado a partir
de:
Basado en el análisis de casos registrados, Grimstad y Barton
(1993) sugirieron que la relación entre el valor de Q y la presión
del sostenimiento permanente Ptecho es estimada a partir de:
4.0.2)( QESRntosostenimiesinabiertoMáximo
Jr
QJnProof
3
2 3
1
Las dos clasificaciones de la masa rocosa más ampliamente
utilizadas son el RMR de Bieniawski (1976, 1989) y el Q de
Barton et.al. (1974). Ambos métodos involucran parámetros
geológicos, geométricos y diseño/ingeniería, para llegar a
valores cuantitativos de la calidad de la masa rocosa.
Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar
dos aproximaciones:
Uso de los sistemas de clasificación de la masa rocosa
Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los
parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación.
Otro es caracterizar precisamente la masa rocosa y luego atribuir
valoraciones a los parámetros en un tiempo posterior.
Es recomendable el último método desde que este da una
completa descripción de la masa rocosa, la cual puede ser
trasladada en sus índices de clasificación.
Si durante el mapeo, solo se han registrado los valores de las
valoraciones, podría ser casi imposible llevar a cabo estudios de
verificación.
En muchos casos es apropiado dar un rango de valores para cada
parámetro en una clasificación de la masa rocosa y para evaluar
la significancia del resultado final, como el ejemplo dado en la
Figura 4.
En este caso particular, la masa rocosa esta seca y sometida a
una condición de esfuerzos ‘medios’, siendo la valoracion
respectiva 1.
El valor promedio de Q = 9.8 y su rango aproximado es 1.7 Q
20. El valor promedio de Q puede ser usado en la selección
del sistema de sostenimiento, mientras que el rango da una
indicación de los posibles ajustes que serán requeridos para
satisfacer las diferentes condiciones encontradas durante la
construcción.
Los usuarios de un esquema de clasificación de la masa rocosa,
deben chequear que esté siendo usada la última versión.
Figura 4: Histogramas mostrando variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja para una
arenisca bajo condición de esfuerzo ‘medio’, reproducido de las notas de campo
preparado por el Dr. N. Barton.
Arenisca diaclasada
0.5
12
No.
4
8
16
4
No. 8
12
1 1.5 2 3 4
No.
16
4
8
12
16
0
10
No. 6
2
4
8
12
20
70
92 4 6 12 15
402010 30 50 60 1009080
Jn
testigos > 10 cm
RQD % de
Ja
Jr
sistema de juntas
rugosidad de juntas
alteración de juntas421 3 6 8
Jw = 1.0 SRF = 1.0
Típico
Rango aproximado
3.81
1*
1
5.1*
9
50Q
207.11
1*
3.1
5.1*
96
8030
RMR no podía ser aplicado directamente en el criterio de Hoek-Brown
GSI (Hoek, 1995)
Estimar la reducción de la resistencia del macizo rocoso en diferentes condicionamientos geológicos por medio del RMR (Bieniawski, 1989). Considerando el índice para la presencia de agua igual a 15 (seco) y el índice de relación entre la orientación de las discontinuidades y la orientación de la excavación muy favorable (índice 0)
31
5RMRGSI 89
32
GE
OL
OG
ICA
L S
TR
EN
GT
H IN
DE
X (G
SI)
Esco
lher o
qu
adro
de in
tersecção q
ue m
elho
r se
apro
xim
a das co
nd
ições g
eólo
gicas e estru
turais
do
maciço
roch
oso
. Estim
ar o G
SI co
m o
valo
r
méd
io d
o ín
dice d
o q
uad
ro esco
lhid
o.
CO
ND
IÇÃ
O E
ST
RU
TU
RA
L
QUALIDADE DAS DESCONTINUIDADES
MUITO BOA
Muito rugosa, fresca, sem intemperismo
BOA
Rugosa, levemente intemperisada
FRACA
Lisa, moderadamente intemperisada ou alterada
POBRE
Planos de escorregamento, forte alteração com
preenchimento compacto ou fragmentos angulosos
MUITO POBRE
Planos de escorregamento, forte alteração com
argila ou material fino não compactado
DIM
INU
I A A
QU
AL
IDA
DE
BL
OC
OS
- bo
a intercalação
do
s
blo
cos, m
aciço ro
cho
so p
ou
co
pertu
rbad
o, fo
rmas ap
rox
imad
a de
cub
os, fam
ílias qu
ase orto
go
nais
MU
ITO
FR
AT
UR
AD
O - frag
men
tado
maciço
parcialm
ente p
erturb
ado
com
blo
co an
gu
loso
s dev
ido
a qu
atro o
u
mais fam
ílias de fratu
ras
FR
AT
UR
AD
O E
PE
RT
UR
BA
DO
-
maciço
do
brad
o co
m b
loco
s de fo
rmas
diferen
tes cortan
do
várias fam
ílias
de d
escon
tinu
idad
es
DE
SA
GR
AG
AD
O - p
ou
ca interação
entre o
s blo
cos, m
aciço ro
cho
so
qu
ebrad
o co
m m
istura d
e fragm
ento
s
arredo
nd
ado
s e ang
ulo
sos
DIMINUI A INTERAÇÃO ENTRE OS BLOCOS DE ROCHA8
0
70
60
50
40
30
20
10
33
)40/10GSI(c
M 10100
E
)40/10GSI(cDM 10
1002
R1E
34
Para GSI > 25:
a = 0.5
Para GSI > 25:
s=0
El módulo de deformación in situ de la masa rocosa es un parámetro importante en cualquier forma de análisis numérico y en la interpretación de las deformaciones monitoreadas alrededor de aberturas subterráneas.
Desde que este parámetro es muy dificultoso y costoso de determinarlo en el campo, muchos intentos se han hecho para desarrollar métodos de estimación de su valor, basados sobre todo en las clasificaciones de la masa rocosa.
Estimación del módulo de deformación in situ
En la década de 1960 se hicieron varios intentos de usar el RQD de Deere para estimar el módulo de deformación in situ, pero esta aproximación es raramente usada hoy en día (Deere y Deere, 1988).
Bieniawski (1978) analizó un número de casos históricos y propuso la siguiente relación para estimar el módulo de deformación in situ, Em, a partir de RMR:
1002 RMREm
Predicción del módulo de deformación in situ Em a partir de las
clasificaciones de la masa rocosa.
(RMR - 10) / 40
Valoración geomecánica de la masa rocosa RMR
Em = 10M
ód
ulo
de
def
orm
ació
n in
sit
u E
m -
GP
a casos históricos:80
0
0
10
20
30
40
50
70
60
402010 30 6050 70
Serafín y Pereira (1983)
Em = 2 RMR - 100
Em = 25 Log Q
Bieniawski (1978)
0.01
90
Indice de calidad tunelera Q
0.04 1.00 4.00 10 40
80 90 100
100 400
Basado en el análisis de un número de casos históricos, varios de los cuales involucraron cimentaciones de presas donde el módulo de deformación fue evaluado mediante retroanálisis de las deformaciones medidas, Serafim y Pereira (1983) propusieron la siguiente relación entre Em y RMR:
40
)10(
10
RMR
mE
Mas recientemente, Barton et al. (1980), Barton et al. (1992) y Grimstad y Barton (1993), han hallado una buena concordancia entre los desplazamientos medidos y predichos a partir de análisis numéricos usando valores del módulo de deformación in situ estimados a partir de:
QLogEm 1025
Las curvas definidas por las ecuaciones anteriores, junto con las observaciones de casos históricos de Bieniawski (1978) y Serafim y Pereira (1983) están ploteadas en la Figura anterior. Esta figura sugiere que la ecuación de Serafim y Pereira proporciona un ajuste razonable para todas las observaciones ploteadas y tiene la ventaja de cubrir un amplio rango de valores de RMR que cualquiera de las otras dos ecuaciones.