Antecedentes sobre clasificaciones de la masa rocosa en ingeniería
Ritter (1879): Primer intento de formalizar un enfoque empírico para el diseño de túneles, en particular para determinar los requerimientos de sostenimiento.
Terzaghi (1956): Primera referencia sobre el uso de una clasificación de la masa rocosa para el diseño del sostenimiento de túneles, con cimbras.
Lauffer (1958): Clasificación que involucra el tiempo de autosostenimiento para túneles.
Deere et al. (1964): Indice RQD (Designación de la Calidad de la Roca), para proveer un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa, a partir de los testigos de la perforación diamantina.
Wickham et al.(1972): Método cuantitativo para describir la calidad de una masa rocosa y para seleccionar el sostenimiento, en base a la Valoración de la Estructura Rocosa (RSR – Rock Structure Rating). Primer sistema que hace referencia al shotcrete.
Bieniawski (1973): Clasificación Geomecánica o Valoración de la Masa Rocosa RMR (Rock Mass Rating), refinado sucesivamente en varias oportunidades, última versión 1989. Aplicable a la estimación del sostenimiento, al tiempo de austosostenimiento y los parámetros de resistencia de la masa rocosa.
Pacher et.al. (1974): Modificación del criterio de Lauffer y que actualmente forma parte de la propuesta general de tunelería conocida como NATM.
Barton et.al. (1974): Indice de Calidad Tunelera (Q) para la determinación de las características de la masa rocosa y de los requerimientos de sostenimiento de túneles.
Laubscher et.al. (1977): RMR de Bieniawski modificada para la minería MRMR (Mining Rock Mass Rating), última versión 1990. Aplicable a la estimación del sostenimiento y los parámetros de los métodos de minado por hundimiento, principalmente.
Hoek et.al. (1994): Indice de Resistencia Geológica GSI (Geological Strength Index), para clasificar a la masa rocosa, estimar la resistencia de la masa rocosa y el sostenimiento. Ultima versión 1998.
Palmstron (1995): Indice del Macizo Rocoso RMI (Rock Mass Index). Sistema para caracterizar la masa rocosa y para aplicaciones en el sostenimiento, excavación TBM, voladura y fragmentación de rocas.
Objetivos de las clasificaciones de la masa rocosa
- Identificar los parámetros más significativos que influyen en el comportamiento de la masa rocosa.
- Dividir una formación rocosa en grupos de similar comportamiento, es decir, clases de masas rocosas de diferentes calidades.
- Proporcionar una base para el entendimiento de las características de cada clase de masa rocosa.
- Relacionar la experiencia de las condiciones de la roca de un lugar a las condiciones y experiencia encontradas en otros lugares.
- Obtener datos cuantitativos y guías para el diseño de ingeniería.
- Proporcionar una base común de comunicación entre el ingeniero y el geólogo.
Clasificación de la masa rocosa de Terzaghi
Las descripciones son: La roca intacta no contiene ni diaclasas ni grietas delgadas. Por lo tanto, si ésta 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 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.Designación de la Calidad de la Roca (RQD)
El índice de Designación de la Calidad de la Roca (RQD) desarrollado por Deere 1967, provee 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 realizados en la perforación diamantina, las cuales deberán mayores de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total del testigo. El testigo deberá tener por lo menos un tamaño de 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 siguiente figura.
PALMSTROM (1982) sugirió que, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen, visibles en afloramientos rocosos o socavones. La relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es:
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.
El RQD es utilizado ampliamente en las aplicaciones de la mecánica de rocas.
CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR (Bieniawski, 1989)
Los siguientes seis parámetros son usados para clasificar una masa rocosa con el sistema RMR:
1. Resistencia compresiva uniaxial del material rocoso
2. Designación de la calidad de la roca (RQD)
3. Espaciamiento de las discontinuidades
4. Condición de las discontinuidades
5. Condiciones del agua subterránea
6. 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 en forma separada.
El sistema RMR es presentado en la Tabla 4.
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
Nota 2. La Tabla 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 B da un ajuste de –5.
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:
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.
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 (Mining Rock Mass Rating) 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.
Indice 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 Indice 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 varia sobre una escala logarítmica desde 0.001 hasta un máximo de 1,000 y está definido por:
Donde:
RQD es la Designación de la Calidad de la Roca
Jn es el número de sistemas de juntas
Jr es el número de rugosidad de las juntas
Ja es el número de alteración de las juntas
Jw es el factor de reducción de agua en las juntas
SRF es el factor de reducción de los esfuerzos
La calidad tunelera de la roca Q puede ser considerada en este sistema 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)
La Tabla 6 da la clasificación de los parámetros individuales usados para obtener el Indice 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
La Tabla 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 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 s1 = 85 MPa. Desde que la resistencia compresiva uniaxial de la norita es aproximadamente 170 MPa, esto da una relación de sc/s1 = 2. La Tabla 6.6 muestra que para roca competente con problemas de esfuerzos en la roca, este valor de sc/s1 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:
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 ha sido actualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el increciente uso del shotcrete reforzado con fibras de acero en el sostenimiento de excavaciones subterráneas. En la Figura 3 se reproduce este diagrama actualizado.
A partir de la Figura 3, un valor de De de 9.4 y un valor de Q de 4.5, colocan a esta excavación de chancado en la categoría (4), la cual requiere la colocación de pernos de roca (espaciados cada 2.3 m) y shotcrete no reforzado de 40 a 50 mm de espesor.
El Indice de Resistencia Geológica GSI Hoek y Marinos (2000)
En este criterio, para definir la estructura de la masa rocosa, se considera por un lado el grado de fracturamiento o la cantidad de fracturas (discontinuidades) por metro lineal, según esto, se toman en cuenta las siguientes cinco categorías de fracturamiento:
- Masiva o Levemente Fracturada (LF)
- Moderadamente Fracturada (F)
- Muy Fracturada (MF)
- Intensamente Fracturada (IF)
- Triturada o brechada (T)
Por otro lado, se considera la condición superficial de la masa rocosa, que involucra a la resistencia de la roca intacta y a las propiedades de las discontinuidades: resistencia, apertura, rugosidad, relleno y la meteorización o alteración. Según esto, las cinco categorías que se toman en cuenta se definen así:
- Masa rocosa Muy Buena (MB)
- Masa rocosa Buena (B)
- Masa rocosa Regular (R)
- Masa rocosa Pobre (P)
- Masa rocosa Muy Pobre (MP)
En los siguientes cuadros se presenta el criterio GSI modificado. En el criterio original se consideran 6 categorías de masas rocosas, pero en este criterio modificado se consideran 5 categorías, para compatibilizar este criterio con el criterio RMR.
PARAMETRO DE ENTRADA PARA DISEÑO DE EXCAVACIONES ROCOSAS
- ROCLAB (DETERMINACION DE RESITENCIA DE LA MASA ROCOSA
- CPILLAR (DISEÑO DE PILARES PUENTE – CROWN PILLARS)
- METODO GRAFICO DE ESTABILIDAD (DIMENSIONAMIENTO DE TAJEOS)
- RSI (INTERACCION ROCA SOSTENIMIENTO)
- NATM (NUEVO METODO AUSTRIACO DE TUNELERIA)
- BDI (INDICE DE DAÑOS POR VOLADURAS)
- OTROS