clasificacion del masizo rocoso i

Sostenimiento y Relleno en Minería

INDICE pág.

Caratula………………………………………………………………………01

Traducción RQD………………………………………………………....02-22

Sancho Cusi Prospero Página 1


Resumen (RMR, RQD)……………………………………………………..23

Objetivos

Introducción

Fundamento teórico……………………………………………….………...23

Índice de calidad de las rocas, RQD

clasificación de bieniawski (R.M.R)

Clasificación según Barton, (sistema–q n.g.i.)………………………..….24

comparación de ambos métodos. ………………………………………...25

Conclusión……………………………………………………………………26

Bibliografía:……………………………………………………………….….26

CLASIFICACIÓN DE LA MASA ROCOSA

3.1 Introducción

Durante las etapas de factibilidad y diseño preliminar de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre la masa rocosa y sus esfuerzos y sobre las características hidrológicas se tiene disponible, el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa puede ser considerablemente beneficioso. En el caso más simple, esto puede involucrar la utilización de un esquema de clasificación como



un chequeo para asegurar que toda la información relevante ha sido considerada. En el otro extremo del espectro, uno o más esquemas de clasificación de la masa rocosa pueden ser utilizados para desarrollar una idea de la composición y características de una masa rocosa, a fin para proporcionar estimados iníciales de los requerimientos de sostenimiento y de las propiedades de resistencia y deformación de la masa rocosa.Es importante entender que el uso de un esquema de clasificación de la masa rocosa no (y no puede) reemplaza a los procedimientos más elaborados de diseño. Sin embargo, el uso de estos procedimientos de diseño requiere el acceso a información relativamente detallada sobre los esfuerzos in situ, las propiedades de la masa rocosa y la secuencia de excavación planeada, los cuales no se tienen disponibles en la etapa inicial del proyecto. Conforme esta información llega a estar disponible, el uso de los esquemas de clasificación de la masa rocosa deberán ser actualizados y utilizados en conjunto con los análisis específicos del sitio.

3.2 Clasificación de la masa rocosa en ingeniería

Los esquemas de clasificación de la masa rocosa han sido desarrollados hace más de 100 años, desde que Ritter (1879) intentó formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos del sostenimiento. Mientras los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si son utilizados dentro de los límites de los casos históricos a partir a los cuales fueron desarrollados, se debe tener considerable precaución en la aplicación de las clasificaciones de la masa rocosa a otros problemas de ingeniería de rocas.En este capítulo se presentan resúmenes de algunos sistemas de clasificación importantes, y aunque cada resumen ha sido hecho con el intento de presentar todos los datos pertinentes de los textos originales, existen numerosas notas y comentarios que no han sido incluidos. El lector interesado deberá esforzarse en leer las referencias citadas para una completa apreciación del uso, aplicabilidad y limitaciones de cada sistema.La mayoría de los esquemas de clasificación multi-parámetros (Wickham et al., 1972, Bieniawski, 1973, 1989, y Barton et al., 1974) fueron desarrollados a partir de casos históricos de la ingeniería civil, en los cuales fueron incluidos todos los componentes de las características ingeniero-geológicas de la masa rocosa. Sin embargo, en el minado subterráneo en roca dura, especialmente en niveles profundos, el intemperismo de la masa rocosa y la influencia del agua usualmente no son importantes y pueden ser ignorados. Los diferentes sistemas de clasificación ponen diferente énfasis a los distintos parámetros, por lo que es recomendable que por lo menos se utilicen dos métodos en cualquier lugar durante la etapa inicial de un proyecto.

3.2.1 Clasificación de la masa rocosa de Terzaghi

La primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento en un túnel está en una publicación de Terzaghi (1946), en la cual las cargas rocosas, asumidas por los arcos metálicos (cimbra o cerchas), son estimadas en base a una clasificación descriptiva. Aún cuando el incluir detalles de la clasificación de Terzaghi no sea una finalidad útil en esta discusión sobre el diseño del sostenimiento para minas subterráneas en roca dura, es interesante examinar las



descripciones de la masa rocosa incluidas en su publicación original, debido a que puso atención en aquellas características que rigen el comportamiento de la masa rocosa, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza impulsora dominante. Las definiciones claras y concisas y los comentarios prácticos incluidos en estas descripciones son buenos ejemplos del tipo de información ingeniero-geológicas que es muy útil para el diseño en ingeniería.Las descripciones de Terzaghi (extraídas directamente de su publicación) son:

La roca intacta no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas. Por lo tanto, si esta se fractura, lo hace a través de roca sana. Por el daño de la roca debido a la voladura, pueden desprenderse materiales astillados del techo varias horas o días después de la voladura. Esto es conocido como condición de “astillamiento”. La roca intacta dura también puede ser encontrada en la condición de pequeños “estallidos de rocas”, los cuales involucran la separación violenta y espontánea de bloques rocosos de las paredes o del techo.

La roca estratificada consiste de estratos individuales con poca o ninguna resistencia contra la separación a lo largo de los limites entre los estratos. Los estratos pueden o no estar debilitados por diaclasas transversales. En tales rocas la condición de “astillamiento” es bastante común.

La roca moderadamente diaclasada contiene diaclasas y grietas delgadas, pero los bloques entre las diaclasas están desarrollados tan juntos o tan íntimamente entrelazados que las paredes verticales no requieren de sostenimiento lateral. En rocas de este tipo pueden ser encontradas ambas condiciones: tanto el “astillamiento” como los pequeños “estallidos de rocas”.

La roca con fracturamiento en bloques y grietas consiste de fragmentos de roca intacta o casi intacta, los cuales se encuentran completamente separados unos de otros e imperfectamente entrelazados. En tales rocas, las paredes verticales pueden requerir de sostenimiento lateral.

La roca triturada pero químicamente intacta tiene la característica de seguir triturándose. Si varios o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de arena fina y la recomendación no ha ocurrido, la roca triturada bajo el nivel freático exhibe las propiedades de una arena portadora de agua.

La roca altamente deformable avanza lentamente en el túnel sin un incremento perceptible de volumen. Un prerrequisito para la alta deformabilidad es un alto porcentaje de partículas microscópicas y submicroscópicas de minerales micáceos o minerales arcillosos con una baja capacidad de expansión.

La roca expansiva avanza en el túnel principalmente debido a la expansión. La capacidad para expandirse parece ser limitada a aquellas rocas que contienen minerales de arcilla tales como la montmorillonita, con una alta capacidad de expansión.

3.2.2 Clasificaciones que involucran el tiempo de auto-sostenimiento

Lauffer (1958) propuso que el tiempo de auto-sostenimiento para una abertura sin sostenimiento está relacionado a la calidad de la masa rocosa en la cual la abertura es excavada. En un túnel, la abertura sin sostenimiento es definida como el ancho del túnel o la distancia entre el frente y el sostenimiento más cercano, si esta distancia es mayor que el ancho del túnel. La clasificación original de Lauffer ha sido modificada por varios autores, destacando Pacher et al. (1974), que ahora forma



parte de la propuesta general de tunelería conocida como el Nuevo Método Austríaco de Tunelería.La importancia del concepto del tiempo de auto-sostenimiento radica en que un incremento en la abertura del túnel conduce a una reducción importante del tiempo disponible para la instalación del sostenimiento. Por ejemplo, un túnel piloto pequeño puede ser exitosamente construido con un sostenimiento mínimo, mientras que un túnel de gran abertura en la misma masa rocosa puede ser inestable sin la inmediata instalación de un sostenimiento sustancial.El Nuevo Método Austríaco de Tonelería incluye un número de técnicas para una tonelería segura en condiciones de roca en las cuales el tiempo de auto-sostenimiento es limitado antes de que ocurra la falla. Estas técnicas incluyen el uso de pequeñas galerías de avance y banqueo o el uso de múltiples galerías para formar un arco reforzado, dentro del cual la masa del túnel puede ser excavada. Estas técnicas son aplicables en rocas blandas tales como esquistos, filitas y lodo litas, en las cuales los problemas de alta deformación y expansión, descritos por Terzaghi (ver sección previa), pueden ocurrir. Estas técnicas también son aplicables cuando se excava en rocas excesivamente fracturadas, pero debería tenerse gran cuidado en el intento de aplicar estas técnicas a excavaciones en rocas duras, en las cuales pueden ocurrir diferentes mecanismos de falla.En el diseño del sostenimiento para excavaciones en rocas duras, es prudente asumir que la estabilidad de la masa rocosa circundante a la excavación no depende del tiempo. Por lo tanto, si una cuña estructuralmente definida queda expuesta en el techo de una excavación, esta caerá tan pronto como la roca que la sostiene sea removida. Esto puede ocurrir durante la voladura o durante la operación subsecuente de desatado. Si se requiriera mantener la cuña en su lugar, o aumentar el margen de seguridad, es esencial que el sostenimiento sea instalado lo más pronto posible, preferiblemente antes de que el sostenimiento rocoso de la cuña completa sea removido. Por otro lado, en una roca altamente esforzada, la falla será generalmente inducida por algunos cambios en el campo de esfuerzos circundantes a la excavación. La falla puede ocurrir gradualmente y manifestarse como “astillamientos” o “lajamientos” u ocurrir súbitamente en forma de pequeños “estallidos de roca”. En ambos casos, el diseño del sostenimiento debe tomar en cuenta el cambio en el campo de esfuerzos más que el tiempo de auto-sostenimiento de la excavación.

3.2.3 Índice de designación de la calidad de la roca (RQD)

El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al., 1967) para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina. El RQD es definido como el porcentaje de piezas de testigos intactos mayores de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo deberá tener por lo menos un tamaño NX (54.7 mm o 2.15 pulgadas de diámetro) y deberá ser perforado con un cilindro de doble tubo de perforación. El procedimiento correcto para medir las longitudes de los testigos y el cálculo del RQD son resumidos en la Figura 4.1.



Palmstrom (1982) sugirió que, cuando los testigos no están disponibles pero las trazas de las discontinuidades son visibles en afloramientos superficiales o en socavones exploratorios, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen. La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es:

RQD = 115 - 3.3 Jv (4.1)

Donde Jv es la suma del número de discontinuidades por unidad de longitud de todas las familias de discontinuidades, conocido como el conteo volumétrico de discontinuidades. El RQD es un parámetro direccionalmente dependiente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo sobre todo de la orientación del taladro. El uso del conteo volumétrico de discontinuidades puede ser muy útil en la reducción de esta dependencia direccional. El RQD pretende representar la calidad del macizo rocoso in situ. Cuando se utiliza la perforación diamantina, se debe tener mucho cuidado para garantizar que las fracturas causadas por el manipuleo o el proceso de perforación sean identificadas e ignoradas cuando se determine el valor del RQD. Cuando se utilice la relación de Palmstrom para el cartografiado superficial, las fracturas inducidas por voladura no deberían ser incluidas en la estimación de Jv.

El RQD de Deere ha sido ampliamente utilizado, particularmente en Norte América, en los últimos 25 años. Cording y Deere (1972), Merrit (1972) y Deere and



Deere (1988) han intentado relacionar el RQD a los factores de carga rocosa de Terzaghi y a los requerimientos del empernado de túneles. En el contexto de estaDiscusión, el uso más importante del RQD es como un componente de las clasificaciones del macizo rocoso RMR y Q, sistemas que serán tratados más adelante en este capítulo.

3.2.4 Valoración de la Estructura Rocosa (RSR)

Wickham et al. (1972) describió un método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento apropiado en base a la clasificación Valoración de la Estructura Rocosa (RSR - Rock Structure Rating). Muchos de los casos históricos, utilizados en el desarrollo de este sistema, fueron túneles relativamente pequeños sostenidos por medio de arcos metálicos (cerchas), aunque históricamente este sistema fue el primero en hacer referencia al shotcrete como sostenimiento. A pesar de ésta limitación, el sistema RSR merece ser examinado en cierto detalle, ya que demuestra la lógica involucrada en el desarrollo de un sistema de clasificación del macizo rocoso cuasi-cuantitativo y la utilización del índice resultante para estimar el sostenimiento.

La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que introduce el concepto de valoración de cada uno de los componentes listados abajo para llegar a ser un valor numérico del RSR = A+B+C.

1. Parámetro A, Geología: Apreciación general de la estructura geológica en base a:

Origen del tipo de roca (ígnea, metamórfica, sedimentaria). Dureza de la roca (dura, mediana, suave, descompuesta) Estructura geológica (masiva, ligeramente fallada/plegada, moderadamente

fallada/plegada, intensamente fallada/plegada).2. Parámetro B, Geometría: Efecto del arreglo de discontinuidades con respecto a la dirección de avance del túnel, en base a:

Espaciamiento de las discontinuidades. Orientación de las discontinuidades (rumbo y buzamiento). Dirección de avance del túnel.

3. Parámetro C: Efecto del flujo de agua subterránea y de la condición de las discontinuidades en base a:

Calidad de la masa rocosa en base de A y B combinados. Condición de discontinuidades (bueno, regular, pobre). Cantidad de flujo de agua (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).

Note que la clasificación RSR utiliza unidades imperiales y que estas unidades han sido conservadas en esta discusión.Las tres tablas de la publicación de Wickham et.al.'s 1972 se reproducen en las Tablas 4.1, 4.2 y 4.3. Estas tablas pueden ser utilizadas para evaluar la valoración de cada uno de estos

parámetros para llegar al valor RSR (máximo RSR = 100).Por ejemplo, una roca metamórfica dura que ha sido ligeramente plegada o fallada tiene una valoración de A=22 (de la Tabla 4.1). La masa rocosa está moderadamente diaclasada, con diaclasas de rumbo



perpendicular al eje del túnel, el cual está siendo avanzado en dirección Este-Oeste, y buzamiento entre 20º y 50º. La Tabla 4.2 da una valoración de B=24 para un avance con el buzamiento (definido en los dibujos de la margen derecha de esta página). El valor de A+B = 46 significa que, para diaclasas de regular condición (ligeramente intemperizada y alterada) y un flujo moderado de agua entre 200 y 1000 galones por minuto, la Tabla 4.3 da una valoración de C = 16. Por lo tanto, el valor final de la valoración de la estructura rocosa RSR = A + B + C = 62.

Un conjunto típico de curvas de predicción para un túnel con 24 pies de diámetro está dado en la Figura 4.2, la cual muestra que, para el valor RSR de 62 determinado anteriormente, el sostenimiento pronosticado podría ser 2 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro, espaciados a 5 pies. Como se indica en la figura, los arcos metálicos podrían estar espaciados en intervalos de más de 7 pies y no podrían ser considerados como una solución práctica para el sostenimiento de este túnel.Para el mismo tamaño de túnel en una masa rocosa con RSR=30, el sostenimiento podría ser suministrado por arcos metálicos 8 WF 31 (8 pulgadas de profundidad en sección de ala ancha I pesando 31 libras por pie) espaciados a intervalos de 3 pies, o por 5 pulgadas de shotcrete y pernos de roca de 1 pulgada de diámetro espaciados a 2.5 pies. En este caso es probable que la solución arcos metálicos pudiera ser más barata y más efectiva que el uso de pernos de roca y shotcrete.Se debe advertir al lector que estos estimados son muy groseros, particularmente para el shotcrete y los pernos de roca, debido a que están basados en un número relativamente pequeño de casos históricos y argumentos teóricos muy simplistas. Consecuentemente, deberían ser aplicados con gran cuidado.Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente utilizado, particularmente en minería, los trabajos de Wickham et al. Cumplieron un rol importante en el desarrollo de los esquemas de clasificación discutidos en las secciones que quedan de este capítulo.



Figura 4.2: Estimados del sostenimiento RSR para un túnel circular de 24 pies (7.3 m) de diámetro. Note que los pernos de roca y el shotcrete son utilizados generalmente juntos. (Según Wickham et al., 1972).

Tabla 4.1: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro A: Geología general del área.

Tabla 4.2: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro B: Modelo de discontinuidades, dirección de avance.



Tabla 4.3: Valoración de la Estructura Rocosa: Parámetro C: Agua subterránea, condición de las discontinuidades.

3.3 Clasificación geotécnica

Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación de la masa rocosa denominada sistema de Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating). A través de los años, este sistema ha sido refinado sucesivamente conforme se han ido examinado más casos registrados, y se advierte al lector que Bieniawski hizo cambios significativos en las valoraciones asignadas a los diferentes parámetros. La discusión que sigue está basada en la versión de 1989 de la clasificación (Bieniawski, 1989). Esta versión y la versión de 1976 serán utilizadas en el Capítulo 8 que trata sobre la estimación de la resistencia de la masa rocosa. Los siguientes seis parámetros son usados para clasificar una masa rocosa con el sistema RMR:

1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso2. Designación de la calidad de la roca (RQD)3. Espaciamiento de las discontinuidades4. Condición de las discontinuidades5. Condiciones del agua subterránea6. Orientación de las discontinuidades



En la aplicación de este sistema de clasificación, la masa rocosa es dividida en un número de regiones estructurales y cada región es clasificada separadamente. Los bordes de las regiones estructurales generalmente coinciden con algún rasgo estructural principal tal como una falla o con un cambio en el tipo de roca. En algunos casos los cambios significativos en el espaciamiento o características de las discontinuidades, dentro de un mismo tipo de roca, puede requerir la división de la masa rocosa en un número de pequeñas regiones estructurales o dominios.El sistema RMR es presentado en la Tabla 4.4, dando las valoraciones de los seis parámetros listados arriba. Estas valoraciones son sumadas para dar un valor de RMR. El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas tablas para llegar a un valor de RMR.Un túnel es conducido a través de un granito ligeramente intemperizado con un sistema dominante de diaclasas buzando 60º contra la dirección de avance. Los ensayos índices y el registro de los testigos de las perforaciones diamantinas, dan valores típicos de resistencia a la Carga Puntual de 8 MPa y una valor promedio de RQD de 70 %. Las diaclasas que son ligeramente rugosas y están ligeramente intemperizadas, con una separación menor de 1 mm, tienen espaciamiento de 300 mm. Se anticipan que las condiciones tuneleras serán ‘mojadas’.El valor de RMR es determinado como sigue:

Nota 1. Para superficies de discontinuidades ligeramente rugosas y alteradas con una separación de < 1 mm, la Tabla 4.4.A.4 da una valoración de 25. Cuando se dispone de una información más detallada, se puede utilizar la Tabla 4.4.E para obtener una valoración más refinada. De aquí, en este caso, la valoración es la suma de: 4 (longitud de discontinuidades de 1 – 3 m), 4 (separación de 0.1 – 1.0 mm), 3 (ligeramente rugoso), 6 (ningún relleno) y 5 (ligeramente intemperizado) = 22.Nota 2. La Tabla 4.4.F da una descripción de ‘Regular’ para las condiciones asumidas, donde el túnel está avanzando contra el buzamiento de un sistema de juntas que esta buzando 60º. Usando esta descripción para ‘Túneles y Minas’, la Tabla 4.4.B da un ajuste de –5.Bieniawski (1989) publicó un conjunto de pautas para la selección delSostenimiento de túneles en roca, para la cual es determinado un valor de RMR. Estas pautas son reproducidas en la Tabla 4.5. Note que estas pautas han sido publicadas para un túnel en forma de herradura de 10 m de ancho (span), construido utilizando métodos de perforación y voladura, en una masa rocosa sometida a un esfuerzo vertical < 25 MPa, (equivalente a una profundidad debajo de la superficie < 900 m).Para el caso considerado al inicio, con RMR = 59, la Tabla 4.5 sugiere que el túnel podría ser excavado mediante socavón en el tope y banqueo, con avances de 1.5 a 3 m en el socavón del tope. El sostenimiento debería instalarse después de cada voladura, y ser colocado a un máximo de 10 m de distancia del frente de avance. Se recomienda usar para el sostenimiento, pernos de roca sistemáticos, de 4 m de longitud, 20 mm de diámetro, completamente inyectados, espaciados a 1.5 – 2 m, en



la corona y en las paredes. También se recomienda el uso de malla, con 50 a 100 mm de shotcrete para la corona y 30 mm de shotcrete para las paredes.El valor RMR = 59 indica que la masa rocosa está entre los límites de las categorías ‘roca regular’ y ‘roca buena’. En la etapa inicial de diseño y construcción, es aconsejable utilizar el sostenimiento sugerido para la roca regular. Si la construcción progresa bien, sin problemas de estabilidad, y el sostenimiento tiene buen rendimiento, podría ser posible reducir gradualmente los requerimientos de sostenimiento, a lo indicado para la masa rocosa buena. Adicionalmente, si se requiere que la excavación sea estable solo para un corto tiempo, es aconsejable probar el sostenimiento menos costoso y extenso sugerido para la roca buena. Sin embargo, si se espera que la masa rocosa circundante a la excavación esté afecta a grandes cambios en los esfuerzos inducidos por el minado, deberá instalarse un sostenimiento más sustancial, apropiado para la roca regular. Este ejemplo indica que, en la aplicación de la clasificación de la masa rocosa al diseño de sostenimiento, se necesita una gran dosis de criterio de ingeniero.Se debe observar que en la Tabla 4.5 no ha habido mayores revisiones desde 1973. En muchas aplicaciones de ingeniería minera y civil, se puede considerar el shotcrete reforzado con fibras de acero en lugar de shotcrete y malla de alambres.

3.4 Modificaciones del RMR para minería

El sistema RMR de Bieniawski estuvo originalmente basado en casos históricos extraídos de la ingeniería civil. Consecuentemente, la industria minera tendió a considerar esta clasificación como algo conservadora, por lo que se han propuesto varias modificaciones, a fin de que esta clasificación sea más relevante a las aplicaciones mineras.Una discusión completa de todas estas modificaciones podría exceder al alcance de este volumen, por lo que el lector interesado debe acudir al resumen comprensivo compilado por Bieniawski (1989).Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un sistema de Valoración de la Masa Rocosa Modificada para la minería. Este sistema MRMR toma como base el valor de RMR, definido por Bieniawski, y este es ajustado tomando en cuenta los esfuerzos in situ e inducidos, los cambios en los esfuerzos y los efectos de las voladuras y la intemperización. Un conjunto de recomendaciones sobre el sostenimiento están asociadas con el valor resultante MRMR. En los usos del sistema MRMR de Laubscher, se debe tener en mente que varios de los casos históricos en el que está basado este sistema han sido extraídos de operaciones de hundimiento. Originalmente, el hundimiento en bloques en minas de asbesto en Africa, formó la base para las modificaciones, subsecuentemente se han añadido a la base de datos otros casos históricos de otras partes del mundo.



Algunas condiciones son mutuamente excluyentes. Por ejemplo, si el relleno está presente, la rugosidad de la superficie será dominada por la influencia del panizo. En tales casos usar A.4 directamente.

** Modificado por Wickham et. al. (1972).

Tabla 4.5: Pautas para la excavación y sostenimiento de un túnel rocoso de 10 m de ancho de acuerdo con el sistema RMR (Según Bieniawski, 1989)

.Cummings et.al. (1982) y Kendorski et.al. (1983) también han modificado la clasificación RMR de Bieniawski, para producir el sistema MBR (RMR básico modificado) para la minería. Este sistema fue desarrollado para operaciones de hundimiento en bloques en los Estados Unidos de Norteamérica. Involucra el uso de diferentes valoraciones para los parámetros originales usados para determinar el valor de RMR y el subsecuente ajuste del valor resultante MBR por daños de la voladura, esfuerzos inducidos, rasgos estructurales, distancia desde el frente del hundimiento y tamaño del bloque de hundimiento. Se presentan recomendaciones sobre el sostenimiento para galerías aisladas o desarrollos, así como también para el sostenimiento final de intersecciones y otras galerías.

3.5 Índice de Calidad Tunelera de la Roca, Q

Sobre la base de una evaluación de un gran número de casos históricos de excavaciones subterráneas, Barton et.al. (1974), del Instituto Geotécnico de Noruega, propusieron un Índice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de los túneles. El valor numérico de este índice Q varía sobre una escala logarítmica desde 0.0001 hasta un máximo de 1,000, y está definido por:

Donde:

RQD es la Designación de la Calidad de la RocaJn es el número de sistemas de juntasJr es el número de rugosidad de las juntasJa es el número de alteración de las juntas



Jw es el factor de reducción de agua en las juntasSRF es el factor de reducción de los esfuerzos

En la explicación del significado de los parámetros usados para determinar el valor de Q, Barton et.al. (1974) ofrecen los siguientes comentarios:

El primer cociente (RQD/Jn), representa la estructura de la masa rocosa, es una cruda medida del tamaño del bloque o de la partícula, con los dos valores extremos (100/0.5 y 10/20) que se diferencian por un factor de 400. Si el cociente es interpretado en unidades de centímetros, los extremos del ‘tamaño de partículas’ de 200 a 0.5, son visualizados como una aproximación cruda pero regularmente realista. Probablemente los bloques mas grandes sean varias veces este tamaño y los fragmentos más pequeños sean menos de la mitad de este tamaño. (Las partículas de arcilla por supuesto son excluidas).

El segundo cociente (Jr/Ja) representa la rugosidad y características fricciónales de las paredes de la junta o los materiales de relleno. Este cociente pone un peso a favor a la rugosidad, juntas sanas en contacto directo. Se espera que tales superficies estarán cerca de la resistencia pico, que ellas se dilatarán fuertemente cuando son cizalladas, y por consiguiente ellas serán especialmente favorables para la estabilidad del túnel.

Cuando las juntas rocosas tienen una cubierta delgada de mineral arcilloso y relleno, la resistencia se reduce significativamente. No obstante, cuando ha ocurrido el contacto de las paredes rocosas después de un pequeño desplazamiento de corte, puede haber un factor muy importante para preservar a la excavación de la falla final.

Donde no exista contacto de las paredes rocosas, las condiciones son extremadamente desfavorables para la estabilidad del túnel. Los ‘ángulos de fricción’ (dados en la Tabla 4.6) están un poco por debajo de los valores de resistencia residual de la mayoría de las arcillas, y posiblemente son rebajados por el hecho de que estas bandas de arcilla o rellenos pueden tender a consolidarse durante el corte, a un mínimo si una consolidación normal o si el aflojamiento e hinchamiento ha ocurrido. Aquí, también puede ser un factor, la presión de hinchamiento de la montmorrilonita.El tercer cociente (Jw/SRF) consiste de dos parámetros de esfuerzos. SRF es una medida de: 1) la carga de aflojamiento en el caso de una excavación a través de zonas de corte y rocas portadoras de arcillas, 2) esfuerzos rocosos en roca competente, y 3) cargas de alta deformación en rocas plásticas incompetentes. Esto puede ser considerado como un parámetro de esfuerzo total. El parámetro Jw es una medida de la presión del agua, la cual tiene un efecto adverso sobre la resistencia al corte de las juntas, debido a la reducción en el esfuerzo normal efectivo. En adición, el agua puede causar el ablandamiento y posible lavado en el caso de las juntas que tienen relleno de arcilla. Se ha probado que es imposible combinar estos dos parámetros en términos de esfuerzo efectivo entre los bloques, a causa de que paradójicamente un alto valor del esfuerzo normal efectivo puede significar una condición menos estable que un valor bajo, a pesar de la resistencia al corte las alta. El cociente (Jw/SRF) es un factor empírico complicado cuando se describe el ‘esfuerzo activo’.Parece que la calidad tunelera de la roca Q puede ahora ser considerada como una función de solo tres parámetros, los cuales son crudas medidas de:

1. Tamaño de bloques (RQD/Jn)2. Resistencia al corte entre los bloques (Jr/Ja)3. Esfuerzo activo (Jw/SRF)



Indudablemente, hay muchos otros parámetros que pueden ser adicionados para mejorar la precisión del sistema de clasificación. Uno de estos podría ser la orientación de las juntas. Si bien muchos casos registrados incluyen la información necesaria sobre la orientación estructural en relación al eje de la excavación, no se halló que fuera importante este parámetro general como podría haberse esperado. Parte de la razón para esto, podría ser que la orientación de varios tipos de excavaciones puede ser, y normalmente lo es, ajustado para evitar el efecto máximo de las discontinuidades principales desfavorablemente orientados. Sin embargo, esta elección no es disponible en el caso de túneles, y más de la mitad de los casos registrados estuvieron en esta categoría. Los parámetros Jw , Jr y Ja parecen jugar un rol más importante que la orientación, a causa de que el número de sistemas de juntas determina el grado de libertad para el movimiento de los bloques, y las características fricciónales y delegacionales pueden variar más que la componente gravitacional de deslizamiento hacia debajo de las juntas desfavorablemente orientadas. Si la orientación de las juntas hubiera sido incluida, la clasificación podría haber sido más general y se habría perdido su esencial simplicidad.

La Tabla 4.6 da la clasificación de los parámetros individuales usados para obtener el Índice de Calidad Tunelera Q de una masa rocosa. 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. Los valores de RQD están en el rango de 85% a 95% y los ensayos de laboratorio sobre muestras de testigos de roca intacta dan una resistencia compresiva uniaxial promedia de 170 MPa. Las direcciones de los esfuerzos principales son aproximadamente vertical y horizontal, y la magnitud del esfuerzo principal horizontal es aproximadamente 1.5 veces el esfuerzo principal vertical. La masa rocosa esta localmente húmeda, pero no hay evidencias de flujos de agua.El valor numérico de RQD es usado directamente en los cálculos de Q, y para esta masa rocosa se usará un valor promedio de 90. La Tabla 4.6.2 muestra que, para dos sistemas de juntas, el número de sistemas de juntas Jn = 4. Para juntas rugosas o irregulares que son onduladas, la Tabla 4.6.3 da un número de rugosidad de junta de Jr = 3. La Tabla 4.6.4 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 4.6.5 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 σ1 = 85 MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de σc/σ1 = 2. La Tabla 4.4.6 muestra que para roca competente con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de σc/σ1 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:

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. Esta dimensión es obtenida dividiendo el ancho (span), diámetro o altura de la pared de la excavación por una cantidad llamada Relación de Sostenimiento de la Excavación, ESR. De aquí:

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:

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 recientemente 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 4.3 se reproduce este diagrama actualizado.A partir de la Figura 4.3, un valor 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. Esto puede lograrse usando voladuras de producción relativamente severas para excavar la cámara y omitiendo la voladura suave usualmente usada para cortar las paredes de una excavación tal como una casa de fuerza subterránea a poca profundidad. Es recomendable adoptar los cuidados del caso en el uso de las voladuras de desfuerzo, y para aplicaciones críticas es aconsejable buscar el asesoramiento de un especialista en voladura antes de embarcarse en el curso de esta acción.



Lφset (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 4.3, 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.Barton et.al. (1980) proporcionaron 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:

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:

Tabla 4.6: Clasificación de parámetros individuales usados en el Índice de Calidad Tunelera Q (Según Barton et.al., 1974).



TABLA 4.6 (continuación) Clasificación de parámetros individuales usados en el Índice de Calidad Tonelera Q (Según Barton et.al., 1974).



TABLA 4.6 (continuación) Clasificación de parámetros individuales usados en el Índice de Calidad Tunelera Q (Según Barton et.al., 1974).



CATEGORIAS DE REFORZAMIENTO

1. Sin sostenimiento2. Pernos esporádicos 3. Pernos sistemáticos 4. Pernos sistemáticos con shotcrete sin refuerzo, de 40-100 de espesor 5. Shotcrete reforzado con fibras, 50-90 mm y pernos6. Shotcrete reforzado con fibras, 90-120 mm y pernos7. Shotcrete reforzado con fibras, 120-150 mm y pernos8. Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas)

reforzados con shotcrete y pernos9. Revestimiento de concreto armado

Figura 4.3: Categorías de sostenimiento estimadas, basadas en el índice de calidad tunelera Q (Según Grimstad y Barton, 1993)

3.6 Uso de los sistemas de clasificación de la masa rocosa

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. La similitud entre RMR y Q radica en el uso de parámetros idénticos o muy similares para el cálculo de la valoración de la calidad de la masa rocosa. Las diferencias entre ambos sistemas están en el peso que se da a parámetros similares y en el uso de distintos parámetros en uno u otro esquema.RMR usa directamente la resistencia compresiva, mientras que Q solo considera la resistencia como una relación al esfuerzo in situ en roca competente. Ambos esquemas tratan con la geología y la geometría de la masa rocosa, pero de modos ligeramente diferentes. Ambos consideran el agua subterránea y ambos incluyen algún componente de la resistencia del material rocoso. Algún estimado de la orientación puede ser incorporado en Q usando las pautas presentadas por Barton



et.al. (1974): ‘los parámetros Jr y Ja deberían…. Referido a la superficie más probable para permitir el inicio de la falla’. La diferencia más grande entre los dos sistemas es la falta de un parámetro de esfuerzo en el sistema RMR.

Jw = 1.0, SRF = 1.0

Típico

Rango aproximado



Figura 4.4: 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.

Cuando se usa cualquiera de estos métodos, se pueden adoptar dos aproximaciones. Uno es evaluar la masa rocosa específicamente para los parámetros que están incluidos en los métodos de clasificación; el 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. Un ejemplo de esta aproximación es dado en la Figura 4.4, que ha sido reproducida de las notas de campo de un proyecto, preparada por el Dr. N. Barton. En este caso particular, la masa rocosa está seca y sometida a una condición de esfuerzos ‘medios’ (Tabla 4.6.6.K), por lo que Jw = 1.0 y SRF = 1.0. Los histogramas que muestran las variaciones en el RQD, Jn, Jr y Ja, a lo largo de la galería exploratoria mapeada, son presentadas en esta figura. El valor promedio de Q = 9.8 y el rango aproximado de Q 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.Un ejemplo posterior de esta aproximación es dado en un artículo de Barton et.al. (1992) que trata del diseño de una sala deportiva subterránea de 62 m de abierto en gneis diaclasado. Histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q son presentados y analizados a fin de determinar el valor promedio pesado de Q.Carter (1992) adoptó una aproximación similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de distribución de probabilidad y el cálculo de la probabilidad de falla, en una discusión sobre la estabilidad de pilares de corona superficiales en minas metálicas abandonadas.A lo largo de todo este capítulo se ha sugerido que el usuario de un esquema de clasificación de la masa rocosa, deberá chequear que esté siendo usada la última versión. Una excepción es el uso de la clasificación RMR de Bieniawski para estimar la resistencia de la masa rocosa (discutida en el Capítulo 8), donde son usadas las versiones de 1976 como la de 1989. No está demás repetir que es aconsejable el uso de los dos esquemas de clasificación de la masa rocosa.



RESUMEN

OBJETIVOS:

Estimación de la calidad del macizo rocoso y de los parámetros de resistencia. Definir las necesidades de sostenimientos.Estimar el tiempo de auto sostenimiento. Evaluar la estabilidad de las excavaciones.Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca, proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería.

INTRODUCCION

Las clasificaciones geomecánicas tienen por objeto caracterizar un determinado macizo rocoso en función de una serie de parámetros a los que se les asigna un cierto valor. Por medio de la clasificación se llega a calcular un índice característico de la roca, que permite describir numéricamente la calidad de la misma. Es una herramienta muy útil en el diseño y construcción de obras subterráneas, pero debe ser usada con cuidado para su correcta aplicación, pues exige conocimientos y experiencia por parte de quien la utiliza. Las clasificaciones pueden ser usadas en la etapa de Proyecto y también durante la Obra. En la etapa de Proyecto, permiten estimar el sostenimiento necesario en base a las propuestas del autor de cada sistema de clasificación, mientras que durante la Obra, permiten evaluar la calidad del terreno que se va atravesando conforme avanza la excavación del túnel y aplicar el sostenimiento correcto en cada caso.

FUNDAMENTO TEORICO

ÍNDICE DE CALIDAD DE LAS ROCAS, RQD

Se basa en la recuperación modificada de un testigo (El porcentaje de la recuperación del testigo de un sondeo). Depende indirectamente del número de fracturas y del grado de la alteración del macizo rocoso.Se cuenta solamente fragmentos iguales o superiores a 100 mm de longitud.El diámetro del testigo tiene que ser igual o superior a 57.4 mm y tiene que ser perforado con un doble tubo de extracción de testigo.

CLASIFICACION DE BIENIAWSKI (R.M.R)

El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por Z.T. Bieniawski durante los años 1972− 73, y ha sido modificado en 1976 y 1979, en base a más de 300 casos reales de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989, que coincide sustancialmente la con de 1979. Para determinar el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los seis parámetros del terreno siguientes:

La resistencia a compresión simple del material. El RQD (Rock Quality Designation).El espaciamiento de las discontinuidades. El estado de las discontinuidades.La presencia de agua.La orientación de las discontinuidades.



Si se utiliza el índice de calidad Q de Barton para estimar el sostenimiento de un túnel, hay que calcular el valor de la dimensión equivalente, que se define como el cociente entre el diámetro, anchura o altura del túnel y el parámetro ESR. Este parámetro figura en las tablas de la clasificación y depende de la naturaleza de la obra. Según los valores de Q y de la dimensión equivalente, se proponen 38 tipos distintos de sostenimiento.

Ambos programas también pueden determinar el valor del RMR una vez obtenido el índice Q o viceversa, mediante varias correlaciones. De esta forma se puede comparar el tipo de sostenimiento recomendado por una u otra clasificación y analizar qué factores tienen más influencia en caso de utilizar el índice Q o el RMR.

El diseño del sostenimiento según la clasificación geomecánica de Laubscher se realiza basándose en el índice RMR de Bieniawski ajustado según la meteorización de la roca, tensiones de campo e inducidas, cambios tensiónales debidos a la propia explotación, tipo de excavación, orientación respecto a la estructura geológica y efectos de la voladuras. Una vez clasificado el macizo rocoso se obtiene el tipo de sostenimiento según el índice de calidad de la clase ajustada y sin ajustar, o bien se puede definir la aptitud de un yacimiento mineral para ser explotado por hundimiento.

La clasificación de geotécnica del macizo rocoso de acuerdo al método de baratón (1974) permite obtener los valores de alguno parámetros con los que se puede estimar la calidad de macizo rocoso (Q) la cual es la combinación de 6 parámetro s cada uno de los cuales puede ser estimado al analizar los afloramientos de roca durante la excavación de galerías exploratorias subterráneas

Q se expresa con la siguiente formula

CLASIFICACIÓN SEGÚN BARTON, (Sistema–Q N.G.I.).

Basándose en una gran cantidad de casos tipo de estabilidad en excavaciones subterráneas, el Norgerian Geotechnical Institute (N.G.I.), propuso un índice para determinar la calidad del macizo rocoso en túneles y taludes.

Donde:

RQD: es el índice de la calidad de la roca

Jn: numero se sistema de fallas

Jr: la rugosidad de la fisura

Ja: grado de alteración de las fisuras

Jw: la influencia de agua subterránea

SRF: factor de reducción por esfuerzo



Tomando en consideración el valor de Q puede realizarse estimaciones sobre el tipo de soporte permanente para una excavación subterránea dada (túnel, casa de maquinas, minas subterráneas, etc.) Si conocemos la presión de soporte que deberá ejercer el revestimiento así como las dimensiones y propósitos de la excavación.

El método Rock Mass Rainting (RMR) para la clasificación de macizos rocosos fue desarrollado por Bieniawski (1972). Este método permite, de forma sencilla, estimar la calidad del macizo rocoso, mediante la cuantificación de parámetros de fácil medición, los cuales se establecen en el campo de manera rápida y con costos económicos mínimos. El método RMR incluye los siguientes parámetros: resistencia a la compresión uniaxial de la roca, Rock Quality Designation (RQD), espaciamiento de discontinuidades, condición de las discontinuidades, condición del agua subterránea y orientación de las discontinuidades.

Con el valor del RMR es posible establecer algunas propiedades geotécnicas preliminares del macizo, para analizar la estabilidad del talud del frente de explotación actual.

COMPARACION DE AMBOS METODOS.

La clasificación del macizo rocoso según Bieniawski y Barton, son de un interés muy especial, ya que incluyen un número suficiente de datos para poder evaluar correctamente todos los factores que tienen influencia en la estabilidad de una excavación tanto en túnel como en corte de taludes en roca. Bieniaswki da más importancia a la orientación y a la inclinación de los accidentes estructurales de la roca y no da ninguna a los esfuerzos en la roca. Barton no incluye en factor de la orientación de las fisuras pero si considera las propiedades de los sistemas de fisuras más desfavorables al evaluar la rugosidad de las fisuras y su grado de alteración, ambos representan la resistencia al esfuerzo cortante del macizo rocoso. Estos dos sistemas señalan que la orientación e inclinación de las estructuras son de menos importancia y que la diferencia entre favorable y desfavorable es adecuado para los casos prácticos, esto se puede aceptar para la mayoría de los casos que se encuentran en el campo. Existen algunos materiales como la pizarra que tiene características estructurales tan importantes que tienden a dominar el comportamiento de los macizos. En otros casos, grandes bloques quedan aislados por discontinuidades y causan problemas de inestabilidad durante la excavación, para estos casos los sistemas de clasificación descritos serán quizás no adecuados y se necesitaran consideraciones especiales para la relación entre la geometría del macizo y la excavación. Cuando se trata de rocas de muy mala calidad que implican rocas comprimidas, expansivas ó grandes flujos de agua, se comprobó que la



clasificación de Bieniaswki es poco aplicable, esto se entiende ya que se ideó originalmente para túneles de poca profundidad y taludes en roca dura fracturada. Por tanto, en este tipo de rocas extremadamente malas se recurre al sistema de Barton.La relación que existe entre ambos métodos, está expresado como:

RMR = 9 ln Q + 44

CONCLUSION

De acuerdo a lo discutido anteriormente, el macizo se clasifica como “roca buena” (según el RMR), de calidad “muy buena” (según el Q de Barton) y como “very blocky” y “very good” según el GSI de terreno.

En conclusión, se ve que estos tres métodos aplicados son consistentes y que se podría trabajar con la roca en cuanto a taludes (RMR) y para túneles o excavaciones subterráneas (Q de Barton).

El Sistema Q ayuda al sostenimiento en labores subterráneas y el RMR nos da un tiempo de auto sostenimiento exacto.

La clasificación del macizo rocoso es una de las únicas estrategias para estimar las propiedades de grandes macizos. En la industria minera las clasificaciones de Q y RMR constituyen las bases de muchos métodos empíricos, así como también las bases de los criterios de falla empleados en muchos programas de modelamiento numérico. Ya que también estos ayudaran a la buena estabilidad de la roca de igual manera al sostenimiento, y así poder disminuir los accidentes por desprendimiento de rocas.

Se debe tener cuidado al relacionar los sistemas de clasificación con métodos empíricos de diseño, La aplicación minera de los sistemas Q y RMR han propendido a simplificar los sistemas de clasificación solamente hacia aquellos factores que dependientes del macizo rocoso, ignorando las condiciones ambientales y las cargas sobre el terreno. Lo que ha dado como resultado los sistemas Q’ y RMR’, los cuales ignoran factores tales como las tensiones y la orientación de las discontinuidades. Esta estrategia de clasificación es una garantía en ambientes mineros complejos. La aplicación de estos sistemas simplificados de clasificación a estrategias empíricas de diseño de túneles en obras civiles, tales como el gráfico Q para el sostenimiento, puede dar como resultado serios errores.

Bibliografía:

Apuntes de curso: MECANICA DE ROCAS (Ing. Esteban Aquino).

Clases de cátedra Geología Aplicada, Marisol Lara.

http://sisbib.unmsm.edu.pe/bibvirtualdata/monografias/ingenie/farje_vi/cap2.pdf


http://sisbib.unmsm.edu.pe/bibvirtualdata/monografias/ingenie/farje_vi/cap2.pdf

clasificacion del masizo rocoso i

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