Diseño de sostenimiento para proyecto de túnel desarrollado por TBM

* Alumno: Rodrigo Andres ZELADA BACIGALUPO
* Nombre del Diplomado: DIPLOMADO DE GEOMECÁNICA SUBTERRÁNEA Y SUPERFICIAL
* Titulo de la tesina: DISEÑO DE SOSTENIMIENTO PARA PROYECTO DE TUNEL DESARROLLADO POR TBM

1.   INTRODUCCIÓN

El presente escrito corresponde a la Tesina para obtener del Diplomado en Geomecanica Subterránea y Superficial.

En este trabajo se analizará la información de antecedentes geotécnicos con el fin de proponer un método de sostenimiento para un proyecto tunelero a desarrollarse con la tecnología de maquina tuneladora o TBM, con diámetro de 6 metros, cuya longitud será de 8 kilómetros y cuyo objetivo es acceder hasta un nuevo cuerpo mineral que está siendo estudiado por ser explotado en forma subterránea.

Se han proporcionaran los antecedentes geomecanicos obtenidos mediante sondeos previamente realizados, en los cuales se proporciona la caracterización geomecanica basada en el Q de Barton, los set de estructuras principales, resistencia a la compresión de roca intacta y esfuerzos medidos insitu. Debido a que es un proyecto de gran envergadura, para este trabajo de tesina se estudiará un sector determinado del túnel, el cual tiene una longitud de 1210 metros encontrándose en el sector casi central de la obra.

Los datos serán obtenidos de un proyecto real, se mantendrán bajo reserva datos de empresa y ubicación del proyecto, presentándose una ubicación y nombre ficticios.

2. RESUMEN EJECUTIVO

El proyecto tunelero denominado TBM que considera el desarrollo de una túnel con excavación mecanizada con maquina tuneladora, de una longitud de 8 kilómetros, se encuentra emplazado en el norte de Chile, en la región de Coquimbo, comuna de la Higuera. La finalidad de este túnel es acceder a la zona minera en la cual se emplazará una futura mina subterránea.

Se han proporcionado los resultados de la caracterización geomecanica de los sondeos realizados, basado en el Q de Barton, los set de estructuras dominantes, la resistencia a la compresión de la roca intacta y los esfuerzos medidos insitu.

Con estos datos entregados, se propondrá método de sostenimiento adecuado a la obra TBM, el cual se realizará mediante métodos informáticos empleando análisis numérico, en los software de Rocscience: DIPs, Uwedge, Phase2 y RocSupport y mediante los tablas de Barton.

Se analizarán los aspectos: cinemática de cuñas, factor de seguridad, convergencia y diseño de sostenimiento.

Será utilizada una zona del proyecto, de una longitud de una longitud de 1210 metros de túnel para los análisis a realizar, en la cual representa una parte de la obra con una clase de roca pobre, con un indice de Q de Barton bajo en la cual se propondrá el sistema de sostenimiento.

El desarrollo del proyecto contempla dos etapas, Etapa 1 que considera la excavación y construcción del portal y la Etapa 2 que considera la excavación con maquina tuneladora, en esta última está centrado este trabajo.

3. OBJETIVOS Y ALCANCES

3.1 OBJETIVO GENERAL

Proponer un sistema de sostenimiento adecuado a la obra a desarrollarse denominada Túnel TBM, que será excavada mediante el uso de maquinaria tuneladora, TBM.

3.1 OBJETIVO ESPECIFICO

Realizar los análisis en proyecciones estereográficas, mediante métodos numéricos y tablas de Barton, para determinar y evaluar los siguientes aspectos:

• - Cinemática de cuñas.
• - Zona plástica de la excavación.
• - Porcentaje de convergencia de la excavación.
• - Sistema de sostenimiento.

4. UBICACIÓN DEL PROYECTO

El proyecto de desarrollo denominado “Túnel TBM” se encuentra ubicado en la región de Coquimbo, provincia de Elqui, comuna de Vicuña en el distrito minero de Marquesa, Chile. Sus coordenadas geográficas son: 29° 58’ 03.74” S y 71° 01’ 05.80” W, a 362 metros sobre el nivel medio del mar, en el sector denominado Quebrada Marquesa, en el cual existen varios asentamiento mineros de mediana minería en los cuales se explota principalmente óxidos y sulfuros de Cobre alojados en sistemas de vetas.

Figura N°1. Mapa Ubicación Proyecto Túnel TBM

4.1. Acceso.

Desde la ciudad de la Serena se debe tomar la ruta CH-41, en dirección al Valle del Elqui, la cual se sigue por 19 kilómetros hasta la localidad de Las Rojas. Luego se cruza el puente hacia el norte y se siguen por 6.5 km al norte-este, llegando al acceso donde se construirá el futuro portal de acceso al Túnel TBM.

4.2. Topografía.

La topografía del sector está dominada por cordones transversales y quebradas, de las cuales un número importante son ríos estacionales en periodos de lluvias, permaneciendo secas gran parte del año. El acceso al túnel se realiza por un corte en el fondo de una quebrada.

5. ASPECTOS GEOLOGICOS

En la zona en la cual será desarrollado el proyecto se han realizado sondajes geológicos y geotécnicos, con los cuales se ha construido un perfil geológico cuyo eje representa el eje del desarrollo de la obra subterránea. Las litologías dominantes presentes son: Cuarzomonzonita, Andesita, PorfidoRiodacitico, Brecha de Turmanila y Brecha de Clorita/Biotita. En la siguiente tabla se muestran las distribuciones de las litologías.

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Cuadro N°1 Unidades Litológicas en el trazado del proyecto.

La zona de estudio para esta tesina está ubicada entre los 4260 metros y los 5470 metros con una longitud de 1210 metros en la cual se observa presencia de Andesitas, PorfidoRiodacitico y Brecha Turmanila. La unidad litológica dominante en esta zona es el PorfidoRiodacitico.

6. INVESTIGACIONES BASICAS

Con la finalidad de poder analizar los aspectos del sostenimiento para el proyecto en estudio se deben investigar los siguientes aspectos:

• - Clasificaciones Geomecanicas.
• - Sistemas de discontinuidades.
• - Cono de friccion.
• - Cinematicas de Cuñas.
• - Métodos de sostenimiento.
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6.1. CLASIFICACIONES GEOMECANICAS.

Serán tratadas brevemente las clasificaciones:

• - Clasificación RMR o de Bieniawski.
• - Clasificación Q de Barton.
• - Índice de resistencia Geológica GSI de Hoek.

a) Clasificación RMR o de Bieniawski.

Esta clasificación fue propuesta Bieniaswski, en el año 1989, este es un índice de la calidad de la roca, el cual considera 5 parámetros. A cada parámetro se le asigna una puntuación para calcular el RMR. La escala RMR va desde 0 roca muy mala a 100 roca muy buena.

• - La Resistencia compresiva uniaxial (Rcu) de la roca intacta.
• - RQD (Rock QualityDesignation) índice de calidad de la roca.
• - Espaciamiento de las discontinuidades
• - Condición de las discontinuidades
• - Presencia de agua

a.1) La Resistencia compresiva uniaxial (Rcu) de la roca intacta.

El comportamiento mecánico de las rocas está definido por su resistencia y su deformabilidad al ser sometida a esfuerzos de compresión, estos valores pueden ser determinados en campo basado en pruebas empíricas o en laboratorio ensayando una probeta de roca. Se expresa en Mega Pascales que soporta la roca antes de romperse la probeta. Para estos ensayos la muestra debe ser enviada a laboratorio de mecánica de rocas.

En ensayos de campo para valores aproximados, se estima con golpes de la picota de geólogo.

En la siguiente tabla se muestran resultados de campo para estimar la compresión uniaxial de la roca intacta.

Cuadro n°2. Tabla de resistencia compresiva uniaxial.

La resistencia a la compresión uniaxial también puede ser determinada en terreno mediante el Martillo de Schmidt.

Figura N°2 Martillo de Schmidt en terreno. Fuente www.minexproduct.com

Figura N°3 Abaco de Schmidt, para valorizar ensayos con martillo Schmidt. Fuente diapositiva CGI.

Los valores registrado por el martillo en campo son utilizados en al ábaco de Schmidt para determinar la Ru.

a.2) RQD (Rock QualityDesignation) índice de calidad de la roca.

Es una estimación de la calidad de roca empleada con testigos de roca obtenidos mediante sondeos. El método consiste en contabilizar los trozos de testigo mayores a 10 cm y la sumatoria de su longitud, este valor se divide en el largo total del testigo analizado.

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Figura N°4. Representación de un testigo para cálculo del RQD. Fuente elaboración propia.

El mismo procedimiento se puede llevar a cabo sobre la una pared del macizo rocoso, solo cuando las trazas de las discontinuidades estén expuestas en terreno, se usa medida de un metro de largo y sobre esta se miden y se cuentan los fragmentos de roca en las zonas que son cortados por las discontinuidades.

En la siguiente figura se muestra el RQD para el mapeo en una cara del macizo.

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Figura N°5 Guía representativa para mapeo de RQD en el macizo rocoso. Fuente diapositiva CGI.

a.3) Espaciamiento de las discontinuidades

El espaciamiento es la distancia perpendicular entre dos fracturas de una misma familia de discontinuidad. Cuanto mayor es la distancia de espaciamiento mayor es la competencia de la roca.

Figura N°6 Espaciamiento de discontinuidades sobre el macizo rocoso. Fuente diapositiva CGI.

a.4) Condición de las discontinuidades

Es la situación en la que se encuentra la discontinuidad mapeada, a considerar:

- Apertura

- Relleno

- Meteorización (grado de alteracion)

- Ondulación

- Persistencia (longitud de la discontinuidad)

- Rugosidad.

a.5) Presencia de agua

Se debe determinar la presencia agua subterránea en la zona mapeada, se consideran parámetros, como humedad, goteo, flujo de agua.

Valoración de la clasificación RMR según las condiciones observadas.

Para la estimación del RMR, se han asignado valores según la condición observada en los parámetros indicados anteriormente, en la siguiente tabla si muestras estas valoraciones.

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Figura N°7. Formato de mapeo RMR, fuente dispositiva CGI.

El RMR 89 Básico se calcula sin consideran las orientación de las estructuras dominantes en relación al rumbo y buzamiento de la excavación.

RMR 89 Básico = Sumatoria de los parámetros.

RMR 89 Corregido = Sumatoria de los parámetros - el factor de orientación.

b) Clasificación Q de Barton.

Esta clasificación fue introducida en 1974, por Barton. Para determinar Q Barton emplea seis parámetros, lo cuales son ponderados y entregan el índice de la calidad de la roca. La escala del Q va desde el valor 0.001, roca excepcionalmente pobre hasta 10.000 roca excepcionalmente buena. Los siguientes son los parametros considerados en el Q de Barton:

• - RQD: (Rock QualityDesignation) índice de calidad de la roca
• - Jn: Número de discontinuidades (Joint)          
• - Jr: Número de rugosidad  
• - Ja: Grado de alteración    
• - Jw: Presencia de agua subterránea      
• - SRF: Factor de reducción de esfuerzos.
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Barton establece criterios para asignarle el peso a cada uno de los factores con los cuales serán calcula el Q final. Los valores de cada parámetro de Barton están expuesto en el anexo de esta tesina, en las tablas de Barton.

Figura N°8. Sistema de clasificación Q de Barton, fuente dispositiva CGI.

El valor de Q es calculado con la siguiente ecuación:

Q = (RQD/Jn) x (Jr/Ja) x (Jw/SRF)

y el factor Q'

Q' = (RQD/Jn) x (Jr/Jn)

ESR de Barton.

El valor ESR, asigna una puntuación según el uso que tendrá la excavación realizada, considerando aspectos tales como: el tiempo que se empleará la excavación, aspectos se seguridad y uso. A continuación se muestra la tabla ESR definida por Barton.

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Cuadro n°3. Tabla ESR de Barton, para determinar la puntuación según sea el uso que tendrá la excavación. Fuente CGI.

Relacion entre el Q de Barton y el RMR89

Se han postulado las siguientes fórmulas que permiten buscar la equivalencia:

RMR89 = 9 Ln(Q) +44

RMR'89 = 9 Ln(Q')+44

c) Índice de resistencia Geológica GSI de Hoek.

El índice de resistencia geológica GSI (Geological StrenghtIndex), fue propuesto por Hoek, Kaiser y Bandew en 1995. Este índice estima la resistencia del macizo bajo diferentes condiciones geológicas.

La evaluación de GSI se hace por comparación con condiciones típicas, el valor del GSI varía entre 0 y 100. Se pueden definir 5 clases de calidad de roca.

• ·         Muy Mala Calidad de Roca(GSI 0 -20)
• ·         Mala calidad de Roca (GSI 20 - 40)
• ·         Regular calidad de Roca (GSI 40-60)
• ·         Buena Calidad de Roca (GSI 60-80)
• ·         Muy Buena Calidad de Roca (GSI 80-100)

Relación del GSI con RMR'89.

Se ha calculado su equivalencia con la siguiente fórmula:

GSI = RMR' 89 - 50

6.2. DISCONTINUIDADES.

La roca intacta es un fragmento pequeño de roca libre de discontinuidades, en la cual la masa rocosa no presenta fracturas continuas.

Las discontinuidades se pueden definir como planos de estructuras que afecta a la continuidad de la roca, afectando las características mecánicas de la roca, frente a esfuerzos y/o deformaciones.

Las discontinuidades se presentan en el macizo rocoso de diferentes formas, afectando las características de este.

• ·         Planos de estratificación
• ·         Fallas
• ·         Diaclasas
• ·         Planos de foliación
• ·         Contactos litológicos
• ·         Vetillas o venillas
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Planos de estratificación:

Corresponden a capas de diferentes materiales que se han generado por procesos geológicos de depositacion y/o sedimentación. Entre dos estratos diferentes aparece una marcada línea de separación que separa los distintos materiales.

Fallas:

Las fallas corresponden a estructuras generalmente planas, que separan dos bloques de masa rocosa, a lo largo de las cuales existió o existe movimiento relativo entre ellas. Existen fallas normales, inversas y de cizalle dependiendo de la dirección que tengan entre los bloques sobre la línea de falla. Las zonas de falla pueden estar rellenas por materiales arcillosos, generando zonas de espesor variable, por su conformación son zonas de debilidad, los más comunes son los rellenos de salbanda.

Diaclasas:

Las diaclasas o juntas, son fracturas sin deslizamiento relativo transversal dentro de una masa rocosa. Son las estructuras más comunes de las rocas y se pueden encontrar tanto en superficie como en profundidad. Generalmente se presenta en grupos o set en forma paralela o sub paralela. Los planos de diaclasas se cortan entre si formando ángulos definidos con cierta simetría. Son el resultado de los esfuerzos a que han sido sometidas las masas rocosas.

Planos de foliación:

Los planos de foliacion es la dispocion en forma de laminas que presentan algunas rocas cuando son sometidas a grandes esfuerzos y presiones, estos se presentan generalmente en rocas metamorficas.

Vetillas o venillas:

Corresponde a rellenos de diaclasas u otras estructuras por otros materiales que se depositaron con posterioridad a la generación de las fracturas de la masa rocosa, generalmente en estado líquido, como fluidos hidrotermales, calcita o cuarzo.

Parámetros de las discontinuidades.

Las discontinuidades, poseen parámetros con los cuales son clasificadas:

• · Orientación: Corresponde a la posición espacial, definida por su rumbo y buzamiento.
• · Espaciamiento: Corresponde a la distancia perpendicular entre dos discontinuidades del mismo sistema.
• · Persistencia: Corresponde a la longitud de una discontinuidad sobre la masa rocosa, en la zona en que esta aflora.
• · Rugosidad: Es el estado de la caras de la discontinuidad, afectado la fricción por su grado de aspereza, pudiendo ser muy lisas, lisas, rugosas o muy rugosas afectado al estabilidad de las masa de rocas que entran en contacto por la discontinuidad.
• ·  Resistencia de las paredes: Es la medida de resistencia a la compresión.
• · Abertura: Es la distancia perpendicular de la discontinuidad cuando esta no está rellena. Las discontinuidades también pueden estar cerradas.
• · Relleno: Corresponde al material que se encuentra rellenando las discontinuidades, generalmente es más blando que el macizo rocoso.
• · Flujo: Es la presencia de agua subterránea que brota por las aperturas de las discontinuidades.
• · Número de familias: Las discontinuidades se pueden agrupar en set o familias dominantes, las cuales se diferencian por rumbos y buzamientos. Son primordiales para determinar la resistencia del macizo rocoso.
• · Tamaño de bloques: Es una forma de cuantificar la calidad del macizo rocoso, los bloques están determinados por los set de discontinuidades.

6.3. CONO DE FRICCION.

El potencial de deslizamiento entre bloques contiguos tiene directa relación con la rugosidad de las caras que están en contacto, el ángulo de inclinación de la estructura y el peso del bloque. Este concepto de rozamiento físico se puede ejemplificar con una carga que se encuentra sobre un plano inclinado.

Figura N°9. Bloque que puede deslizar sobre una superficie. Representa las juntas entre dos bloques de roca. Fuente elaboración propia.

En la figura se ven las componentes del peso de bloque, descompuestas en sus vectores en relación al ángulo de inclinación del plano. El bloque es afectado por la fuerza de gravedad, en dirección al centro de masas de la tierra, por lo que se considera una fuerza vertical.

• ·  La componente S tiende a hacer deslizar el bloque
  
• ·  La componente N tiende a estabilizar el bloque
  

La componente S está dada por: S = W SEN (B)

La componente N está dada por: N = W COS (B)

El esfuerzo norma Signa que actúa sobre la superficie potencial de deslizamiento está dado por:

Sigma = W COS B / A

Donde A es el área de la base del bloque.

T el esfuerzo cortante está dado por:

T = c + Sigma x TAN (Fi)

Donde C es la cohesión y Fi el ángulo del cono de fricción.

Así la condición de equilibrio límite está dada cuando T = W SEN (B)

C + Sigma x TAN(Fi) = W SEN (B), cuando C = 0,  es decir B = Fi

• ·  Si el valor de la resistencia cortante (T) sobre el plano (fuerza de roce) es mayor o igual a la componente S el bloque no deslizará.
• ·   Si el valor de la resistencia cortante (T) es menor a la componente S el bloque deslizará.

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Figura N°10. Bloque sobre una superficie, bloque no desliza. El deslizamiento esta condicionado al ángulo FI del cono de fricción, el bloque no desliza. Fuente elaboración propia.

Figura N°11. Bloque sobre una superficie, bloque desliza. El deslizamiento está condicionado al ángulo FI del cono de fricción, el bloque si desliza. Fuente elaboración propia.

Los valores del ángulo Fi son determinados en laboratorio de mecánica de roca, por lo que este valor es característico para cada tipo de roca dependiendo entre otros factores de la rugosidad de las caras y del tamaño de los bloques.

La aplicación del concepto de cono de fricción en este trabajo está relacionada con la cinemática de cuñas, que se pueden formar en una labor subterránea cuando existen tres o más sistemas de discontinuidades.

6.4. CINEMATICA DE CUÑAS.

Las cuñas son bloques de rocas que se forman cuando tres o más sistemas de discontinuidades se cortan entre si dejando bloques independientes, los cuales, según su ubicación espacial dentro de la excavación y sus características mecánicas pueden caer si  no  se toman las medidas de ingeniería necesarias.

Para determinar la cinemática de cuñas se emplean los datos de mapeo geomecanico de campo de las discontinuidades. Estas son proyectadas en el software DIPS para determinar las familias o sistemas principales.

Para este análisis son empleadas las proyecciones estereográficas, en las cuales se representan los polos y los planos definidos por el rumbo y el buzamiento de las discontinuidades. No es parte de esta tesina ahondar en los sistemas de proyecciones estereográficas, se mencionan dada su importancia en el análisis estructural y en la cinemática cuñas. En la siguiente figura se muestra una proyección estereográfica en la cual se han representado tres sistemas de discontinuidades quese cortan formando una cuña en el sector central el que ha sido destacado en rojo. Se ha colocado el cono de fricción, la cual está dentro del cono de fricción, por lo que tiene gran potencial de caer. Por la ubicación central de la cuña se puede interpretar que esta se forma en el techo de la labora y continua hacia uno de los hastiales.

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Figura N°12. Estereograma en el que se ha formado una cuña, la cual se encuentra dentro del cono de fricción, con potencial de caer. Fuente elaboración propia.

Figura N°13. Proyecciones estereográficas con distintos tipos de cuña distintas, a) La cuña está estable no cae, b) Inestable posibilidad de caer, c) muy inestable gran potencial de caer. Fuente CGI.

Representación de tres sistemas de discontinuidades en proyección estereográfica, en las cuales ha sido representado un cono de fricción con FI = 45°

En la figura a) la cuña formada por los tres sistemas de discontinuidades no tiene probabilidades de caer, pues sus límites están fuera del cono de fricción.

Por el contrario en las figuras b) y c) la cuña formada tiene gran potencial de caer por estar dentro del cono de fricción representado en la estereografía.

La importancia de este análisis es determinar a priori el potencial de cuñas que puedan formarse en los techos y/o hastiales de la excavación para el diseño adecuado del sostenimiento.

6.5. METODOS DE SOSTENIMIENTO.

El sostenimiento es una solución de ingeniería para dar estabilidad a una excavación, en este caso subterránea. El sostenimiento provee el soporte a la roca excavada para evitar que esta caiga desde el techo o los hastiales de la excavación, otorgando un margen de seguridad a los trabajadores y equipos que emplearán la excavación una vez terminada, por el tiempo que se haya programado la vida útil del proyecto.

Los sistemas de sostenimiento que serán tratados brevemente son:

• - Pernos
• - Malla
• - Shotcrete

Pernos:

El perno de sostenimiento corresponde a una estructura de acero, en la cual un extremo es anclado en el macizo rocos hasta llegar a la zona elástica  de la excavación y el otro extremo aflora en la excavación en la cual se coloca una planchuela y una tuerca. El perno de sostenimiento corresponde a un sistema activo, ya que desde el momento en que se instala comienza a trabajar.

Su función es sostener el sector plástico de la excavación estando anclado en la zona elástica.

Para instalar los pernos se debe primero realizar una perforación de un diámetro mayor al del perno, el largo de la perforación debe superar la zona plástica de la excavación. El diámetro de la perforación será especificado para cada tipo de perno según el proveedor.

Existen diferentes tipos de pernos y distintos métodos de anclaje al macizo, se nombraran los más utilizados:

• - Split set y Swellex: Pernos anclados a fricción.
• - Pernos de anclaje con cabeza de expansión
• - Pernos helicoidales anclados mediante resina química o lechada de cemento.

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Figura N°14. Vista esquemática de un perno de sostenimiento, planchuela y tuerca. Perno de tipo helicoidal cementado con lechada inyectada. Fuente revista de seguridad minera

Mallas:

Las mallas se emplean para evitar que caigan desde el techo o los hastiales detritos de roca que se han desprendido por intemperización o esfuerzos locales.

Se emplea generalmente malla tipo acma de 10 x 10 cm con tratamiento eléctrico anti-oxidante.

Las mallas pueden ser puestas en forma simple, doble o triple con pequeños desplazamientos entre si disminuyendo el tamaño de la apertura por la cual puedan pasar los detritos.

Son afirmadas generalmente al interior de la labor a las mismas planchuelas de los pernos de sostenimiento.

Cuando ha ocurrido un evento que ha desprendido material se denomina malla cargada y este material rocoso debe ser removido para alivianar la carga de la malla, denominado descarga de malla.

La malla constituye un sistema de sostenimiento pasivo, solo actuara en el momento en que se desprenda material del techo o hastial.

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Figura N°15. Foto de una excavación subterránea revestida con malla. Fuente RGM - Alambre y Mallas.

Shotcrete.

El shotcrete o cemento proyectado, es una mezcla de cemento con aditivos y fibra, que permite su proyección con un piton y secado rápido sobre la labor.

Se emplean equipos especializados denominados roboshot, que proyectan el shotcrete.

La función del shotcrete al igual que la falla es evitar que se desprendan detritos desde el techo o hastiales.

A diferencia de la malla el shotcrete al ser proyectado con alta presión sella la roca impidiendo que humedad o aire entren a la roca por pequeñas diaclasas o fracturas, mejorando la calidad y la durabilidad del sostenimiento.

Al igual que las malla son sistemas pasivos que actuaran solo cuando se produzca un desprendimiento local de material. El shotcrete a diferencia de la malla contendrá ese desprendimiento evitando que se separa de la roca caja de la excavación.

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Figura N°16. Fotografía de equipo de mineros proyectando shotcrete desde un equipo en altura. Fuente www.construccionminera.cl

7. METODOLOGIA DE ANALISIS

En este ítem se desarrollará el estudio del proyecto, el cual consta de las siguientes etapas:

- Antecedentes Geomecanicos y Geologicos: Mapeos de estrucuras, clasificación geomecanica según el Q de Barton, tipos de litologías, resultados de ensayos de mecánica de rocas y estacion tensional.

- Cinemática de Cuñas: Análisis mediante estereografía de formación de cuñas y su potencial de caer de acuerdo a su ubicación respecto al túnel y de acuerdo al cono de fricción

- Análisis de estabilidad: Se analizará la estabilidad de las cuñas formadas mediante métodos numéricos en Unwedge, se determinará cuáles tiene mayor potencial de caer e instalación de soporte.

- Sostenimiento basado en tablas de Barton: Se propone sostenimiento preliminar basado en las tablas de Barton.

- Zona Plástica: Se determina la zona plástica mediante métodos numéricos en software Phase2 y RocSupport, permitiendo determinar la longitud mínima de los pernos de sostenimiento.

- Sostenimiento mediante métodos numéricos: Empleando los resultados de los puntos anteriores se define sostenimiento en Phase 2, empleando el factor de seguridad del diseño.

7.1. Antecedentes Geomecanicos y Geologicos.

7.1.1. Geología.

Para el proyecto Túnel TBM fueron identificadas las siguientes unidades litológicas. Los datos fueron obtenidos de sondeos realizados como parte de la evaluación de este proyecto. La longitud en metros son los tramos de túnel con la litología señalada según la tabla siguiente.

Cuadro n°4 Litología en los tramos del eje del túnel proyectado.

7.1.2 ClasificaciónGeomecanica Q de Barton

Para el proyecto denominado Túnel TBM, existen antecedentes geotécnicos obtenidos por sondeos, los que han permitido caracterizar la calidad de la roca a lo largo del trazado del eje del túnel, por medios de sondaje geotécnicos. En la clasificación geotécnica basada en el Q de Barton.

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Cuadro n°5 Índice de calidad geotécnica basado en el Q de Barton determinado para el trazado del proyecto Túnel TBM

Para esta clasificación del Q de Barton a modo de simplificar se le han asignado numeración según la calidad del Q. Se opta por denominar CS bajo la sigla Clase de Sostenimiento.

Cuadro n°6 Categoría asignada al Q de Barton para simplificar los sectores del proyecto

7.1.3 Propiedades geomecanicas de las unidades litológicas.

En la siguiente tabla se muestran resultados de los ensayos de laboratorio de mecánica de rocas, para tres clases de litología dominantes.

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Cuadro n°7 Propiedades geomecánicas de las unidades litológicas dominantes en el trazado del proyecto Túnel TBM.

7.1.4. Geología Estructural.

De los mapeos de sondeos realizados, se han determinado cuatro sistemas de discontinuidades dominantes, los cuales se muestran en la siguiente tabla.

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Cuadro n°8. Sistemas de discontinuidades dominantes identificados en el área del trazado del proyecto Túnel TBM.

7.1.5. Estado Tensional.

Con la finalidad de obtener el estado tensional, se realizaron tres ensayos insitu en tres zonas deferentes del trazado entre los PK 5+145 y PK 6+830, de los cuales se obtuvieron los siguientes valores establecidos para este proyecto.

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Cuadro n°9. Estado tensional medido insitu, esfuerzos Sigma 1, Sigma 2 y Sigma 3.

7.2. Cinemática de Cuñas.

Se analizará la posible formación de cuñas dentro del trazado del Túnel TBM, para lo cual se realizará el análisis de cinemática de cuñas de acuerdo a los 4 sistemas de discontinuidades mapeados por medio de los sondeos. Los valores de DIP y DIP Dirección fueron promediados para cada sistema para obtener un valor representativo para cada uno, los cuales serán empleados en el modelamiento en los software DIPs y Unwedge. De la sectorización del túnel proyectado, se tomara solo la denominada ETAPA 2 que corresponde a excavación con TBM. La denominadas ETAPA 1 corresponde a la etapa de Portales.

De la etapa dos los análisis se centraran en la las clases geomecanias denominadas CS 3 (0.2 a 0.04 Q) que corresponden al tramo comprendido entre los PK 4+260 y PK 5+470, el azimut de la excavación de de 158°. La cobertura litostatica en este tramo tiene un valor variable por la topografía, se considerará el promedio de 930 metros, para los 1210 metros de túnel con clase CS3, 0.1>Q>0.01

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Cuadro n°10 Sistemas de discontinuidades principales, se han promedia datos para simplificar.

Para la clase de CS 3 se tiene las siguientes parámetros según los ensayos de ruptura de Hoek and Brown y de Mohr - Coulumb.

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Cuadro n°11. Datos de los criterios de ruptura de Hoek& Brown y Mohr – Coulomb.

Estereografía en DIPs

A continuación se presentan los estereogramas para determinar la formación de cuñas y su potencial de caer. Se emplea el ángulo de fricción FI de 41.4° para determinar el cono de fricción.

Se presentaran las estereogramas en combinación de tres set de discontinuidades, con las siguientes combinaciones de los set: (A) 1-2-3, (B) 1-2-4, (C) 2-3-4 y (D) 1-3-4. Se ha puesto el cono de fricción sobre el estereograma.

Figura N°20. Estereografía Caso D 1-3-4. Se forma una cuña orientada hacia uno de los hastiales pasando por el centro de la excavación. Tiene probabilidades de caer.

De los estereogramas anteriores se puede concluir que en los casos A, B y D se han formado cuñas con las set principales de estructuras. En los tres set el mayor porcentaje de la cuña está contenido en el cono de fricción, formándose las cuñas en el sector del techo y hacia los hastiales, teniendo posibilidad de caer, por estar contenida gran parte de la cuña en el cono de fricción. Se requiere hacer análisis de sostenimiento, para estas cuñas el cual será realizado en el software Unwedge.

7.3. Análisis roseta discontinuidades.

Las discontinuidades dominantes, han sido representadas en la roseta de discontinuidades empleando el software Dips. En la roseta se aprecia que las discontinuidades dominantes cruzan al eje del túnel en un ángulo cercano a los 90°. Esta condición de orientación de las estructuras dominantes considerando a los buzamientos promedio de 63°. Las estructuras que dominan van en el sentido de avance de la excavación según el azimut de 158°, lo cual constituye una condición favorable para el desarrollo de la excavación. Nota: como no se dispone del total de discontinuidades mapeadas para generar una roseta representativa se emplearon de las estructuras dominantes, empleando los rangos de cada familia, ver cuadro N°8.

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Figura N°21 Roseta de discontinuidades y trazado de la excavación.

7.4. Análisis de estabilidad.

Mediante lo estereogramas fue posible determinar que existen 3 combinaciones de los sistemas de discontinuidades dominantes que forman cuñas con potencial de caer de acuerdo al cono de fricción.

En esta etapa se realizará el análisis de estabilidad de las cuñas mediantes métodos numéricos en el software Unwedge. La zona de análisis corresponde a las siguientes litologías: Andesita, PorfidoRiodacitico y Brecha de Turmalina, siendo la unidad dominante el PorfidoRiodacitico, por lo que se emplearan sus propiedades elásticas obtenidas en el laboratorio de mecánica de rocas:

• - Densidad: 25/26 Kn m3
• - Resistencia a la compresión uniaxial: 220/280 MPa
• - Módulo de Young’s (E): 58 GPa
• - Parámetro mi roca intacta criterio Hoek and Bronw: 20 +/- 5
• - ModuloPoisson: 0.2

A continuación se presentan los resultados del analsis de estabilidad para cada combinación de discontinuidades.

a)    Análisis: 1-2-3

Figura N°22 Análisis de estabilidad en Unwedge, Caso A. Existe un cuña con probabilidades de caer.

b) Análisis: 1-2-4

Figura N°23 Análisis de estabilidad en Unwedge, Caso B. Existe un cuña con probabilidades de caer.

c) Análisis: 2-3-4

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Figura N°24 Análisis de estabilidad en Unwedge, Caso C. Existe un cuña sin probabilidades de caer por estar cercana a piso de la excavación.

Figura N°25 Análisis de estabilidad en Unwedge, Caso D. Las cuñas formadas no tienen probabilidad de caer por que su factor de seguridad supera al del diseño.

El análisis de estabilidad señala que en los casos A y B se forman cuñas cuyo potencial de caer, en el caso C se forma una cuya cercana al piso por el lado de un hastial y en el caso D, las cuñas formadas cumplen con el factor de seguridad del proyecto, por lo tanto según los datos obtenidos hay que instalar sostenimiento para afirmar las cuñas formadas en las condiciones A y B, en el sector del hastial superior cercano al techo y en el centro del techo de la labor respectivamente. En este punto se pueden recomendar pernos sistemáticos desde los hastiales cubriendo todo el techo. Para determinar el espaciamiento y longitud se harán más análisis en los siguientes puntos.

TIPO DE SOSTENIMIENTO BASADO EN LAS TABLAS DE BARTON.

Es posible determinar que se necesita sostenimiento por los análisis de cinemática de cuñas realizados. En la proyección estereográfica muestra que las combinaciones de 3 de los 4 sistemas de discontinuidades generan cuñas cuya posición está en el techo de la labor y con potencial de caer. Los análisis mediante métodos numérico arrojan la misma situación, se forman cuñas con gran potencial de caer en el techo de la labor, resultando que 3 de las 4 combinaciones posibles de los sistemas de discontinuidades producen están cuñas.

Se hace necesario instalar un sistema de sostenimiento, para esto antes de realizar los modelos numéricos se emplearán las tablas de Barton para estimar el sostenimiento adecuado.

7.4. Sostenimiento basado en tablas de Barton

La siguiente tabla muestra los valores del ESR según la categoría de la excavación descritos por Barton.

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Cuadro n°12. Tabla ESR de Barton se ha determinado el ESR en 1.6, siendo una excavacion de categoría B

El uso que tendrá esta excavación es un túnel permanente, por lo que se le asigna la categoría B, como excavación permanente, teniendo el valor de ESR = 1.6. Ya que será un túnel permanente para acceso al futuro proyecto minero subterráneo a desarrollarse en el área.

El túnel será desarrollado por una TBM, maquina tuneladora, con un diámetro de excavación de 6 metros.

Se calcula el diámetro equivalente (DE) como:

DE = diámetro de la excavación / ESR

Se obtiene un diámetro equivalente (DE) = 3.75

Para el tramo a analizar en esta tesina se considera el comprendido entre los PK 4+260 y PK 5+740, que considera una clase de roca tipo pobre con un valor de Q de Barton entre 0.2 y 0.04, denominada para este caso como CS3.

Figura N°26. Tabla de sostenimiento de Barton (1), se ha calculado el diámetro equivalente y se ha obtenido que el sostenimiento adecuado son pernos de 3 metros y shotcrete de 120 mm.

Figura N°27. Tabla de sostenimiento de Barton (2), se ha calculado el diámetro equivalente y se ha obtenido que el sostenimiento adecuado son pernos de 2.5 metros y shotcrete. Espaciamiento en el empernado de 1 metro aprox.

Sobre el análisis de la tabla de Barton se concluye que para este tramo analizado se recomienda instalar empernado sistemático con espaciamiento 1,3 metros y con 3 metros de longitud  y con shotcrete proyectado de 120 mm.

7.5. Zona Plástica.

En este punto será determinada la zona plástica, empleando métodos numéricos en los softwaresPhase 2 y RocSupport. La zona plástica será determinada con la finalidad de dimensionar el largo minimo de los pernos de sostenimiento.

Los datos a emplearse para los métodos numéricos son (ver cuadro N°11):

· Módulo de Young’s: 35.000 MPa

· Poisson : 0.2

Se empleará el criterio de fractura de Hoek-Brown

· Intac UCS: 130 MPa (en la zona estudiada)

· Parámetro m : 20

· Parámetro s: 0.0001

Los valores del criterio de Hoek y Brown se determinaron el RocData.

Para el estado tensional se emplearán los valores:

· Sigma 1: 44.3 MPa

· Sigma 2: 23.3 MPa

· Sigma Z: 33.9 MPa

· Angulo horizontal: 41.4°

En las siguientes figuras se muestra la zona plástica en Phase 2 y RocSupport.

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Figura N°28 Zona plástica determinada en el Software Phase2. La isolinea de FS = 1.6 representa el factor de seguridad del proyecto. Los sector más anchos de la zona plástica están cerca de los 1.35 metros.

Figura N°29. Zona plástica determinada en el Software RocSupport. Se determina la zona plástica como una envolvente de radio 2.06 metros. Además se obtiene el porcentaje de convergencia el cual es 0.19%.

Figura N°30.Convergencia de la excavación obtenida con RocSupport. Este valor permitirá realizar monitoreo de deformación durante la etapa de construcción de la obra, considerando que la deformación máxima esperado es de 0.19% del diámetro de la excavación.

“Se ha demostrado que la estabilidad de los túneles en la roca débil, está controlada por la relación de la resistencia a la compresión uniaxial de la masa rocosa a la máxima tensión in situ. Esta relación proporciona una guía para la primera estimación de los requisitos de apoyo (Hoek, 1998). Los resultados de los últimos estudios (Hoek y Marinos, 2000) se resumen en el siguiente gráfico y en el cuadro correspondiente. Aunque las categorías de A a E son algo arbitrarias, se basan en una experiencia considerable y se consideran adecuadas como primera indicación de la dificultad del túnel”. Fuente RocSupport.

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Figura N°31.Grafica de relación de tensión, relación de convergencia y problemas geotécnicos, fuente RocSupport.

En la siguiente tabla se muestras los valores de convergencias para diferentes problemas geotécnicos y los tipos de soporte adecuados. El valor e% se calcula como: convergencia/diámetro x100

Para este caso el valor e= 3.16%, entrando en la categoría C de la tabla.

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Cuadro n°13. Tabla de convergencia, problemas geomecánicos y tipos de soporte. La clase C indica que se debe instalar sostenimiento inmediatamente, con pernos y shotcrete con fibra de metal.

7.6. Sostenimiento mediante métodos numéricos

Finalmente será introducido el sostenimiento en base a los antecedentes calculados en los puntos anteriores, teniendo como referencia los siguientes aspectos:

Por las tablas de Barton se estima que el sostenimiento debe ser pernos sistemáticos de 2 metros de longitud, con espaciamiento de 1.3 metros. Adicionalmente se recomienda shotcrete de espesor de 120 mm.

Los resultados de la zona plástica modelada con métodos numéricos arrojan que esta tiene un valor máximo de 1.3 metros en Phase 2 y de 2.24 metros en RocSuport, por lo tanto los pernos deben superar esta longitud, permitiendo que un porcentaje del anclaje quede instalado en la zona elástica.

Baso en lo expuesto anteriormente se propone instalar pernos de 2.5 metros de largo tipo helicoidal con resina química, espaciados cada 1.3 metros. Adicionalmente se incorpora shotcrete de 120 mm.

Este sostenimiento será ingresado a RocSupport a Unwedge para analizar el factor de seguridad calculado por los modelos numéricos al introducir el sostenimiento.

Figura N°32. Sostenimiento en RocSupport. Se ha incorporado el sostenimiento, agregando pernos de 2.5 metros de largo, espaciados cada 1.3 metros y shotcretecon fibra de 100 mm. El factor de seguridad para este diseño es de 3.2, superando al FS =1.6 definido para el proyecto. El sostenimiento instalado será adecuado.

Figura N°33. Modelos de sostenimiento realizados en Unwedge, incorporando el sostenimiento definido de pernos sistemáticos de 2.5 metros espaciados cada 1.3 metros y shotcrete de 100 mm. El factor de seguridad de las cuñas a mejorado volviéndose seguro.

8. CONCLUSIONES

Se puede concluir lo siguiente de este trabajo:

a) Se analiza un sector de 1.210 metros de longitud de una obra de 8 kilometros de longitud, este sector ha sido elegido para proponer un diseño de sostenimiento debido a que cuenta con menor calidad de roca en la escala de Q de Barton (entre 0.04 y 0.2 Q), pese a que la litología dominante del sector es un Porfido Riodacitico con un valor de resistencia a la compresión uniaxial bueno (220 a 280 MPa). Se propone el sostenimiento en uno sectores más complejos de la obra.

b) El análisis de geología estructural mediante los estereogramas permite determinar la formación de cuñas con posibilidad de caer en el sector de techo y la parte alta de los hastiales, encontrándose que 3 de los 4 sistemas forman cuñas con posibilidades de caer, determinado esto por el ángulo FI que forman los planos de discontinuidad entre los bloques de roca, representados mediante el cono de fricción.

c) Empleando las tablas de Barton se determinó un sistema de sostenimiento, el cual consiste en pernos sistemáticos de 2.5 metros de largo, espaciados cada 1.3 metros entre sí. Se recomienda cubrir con shotcrete de 120 mm la zona superior de los hastiales y el sector del techo.

d) En el análisis empleando métodos numéricos en los software Phase 2 y RocSupport muestra que bajo las condiciones de la roca, esfuerzos y litología existente en el tramo de 1.210 metros analizado, la zona plástica es de 1.55 metros promedio de ancho en Phase2 y de 2.06 metros en RockSupport. Con esta información se pueden dimensionar lo pernos llegando a que una longitud de 2.5 metros es adecuada para este diseño, asegurando que 95 centímetros del perno este anclado en la zona elástica empleando el Phase2 y que 45 centímetros del perno empleando RocSupport.

e) El método numérico de RocSupport entrega el factor de seguridad al instalar el empernado de 2,5 metros de largo, más el shotcrete recomendado de 100 mm, reportando un factor de seguridad de 3.2, cumpliendo con las exigencias del diseño.

f) Empleando Unwedge, se comprueba que las cuñas formadas con potencial de caer se estabilizan incorporando el método de sostenimiento definido.

9. RECOMENDANCIONES GEOMECANICAS

a) Durante del desarrollo de la obra instalar estaciones de convergencias con 4 vértices anclados a las cajas, de forma de monitorear las deformaciones que puedan ocurrir en el avance. Se calculó el porcentaje máximo esperado de convergencia en RocSupport, el cual llega a 0.19% del diámetro de la excavación. Este valor debe ser pasado milímetros para controlar la deformación y permitir alertas en caso que la deformación observada supere a la esperada.

b) En el desarrollo de la obra se deben realizar mapeos geológicos y geomecanicos de tal forma de actualizar los modelos realizados mediante sondeos.

c) Una vez instalado el sostenimiento se deben realizar inspecciones diarias, en búsqueda de aparición de fracturas en el shotcrete, agua u oxidación de los pernos. Ante la aparición de agua se debe actualizar la caracterización geomecanica introduciendo este parámetro.

10. BIBLIOGRAFIA

• o  Diapositivas GCI
• o Introducción a la ingeniería de túnel, Herman Gavilanes J – Byron Andrade Haro, Asociación de ingenieros de minas del Ecuador (AIME), 2004.
• o Plotting, Analysis and Presentation of Structural Data Using Spherical Projection Techniques, Rocscience.
• o  Proyecciones estereográficas, B.A. Rosenfeld; N.D. Sergeeva, MIR Editorial 1977.
• o  Ingeniería Geológica, González de Vallejo Luis, España 2004.
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