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calculo de perforación y parámetros de un túnel
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(Parte 5 de 9)
1.
El espaciamiento práctico para los barrenos de rincón:
1.
La piedra práctica es:
Una vez situados los barrenos, se calculan las longitudes de carga de fondo y de columna (si
se utiliza distinto explosivo o dimensión); con una concentración lineal para la carga de
columna del 70 %, de la de fondo (se suele emplear la misma):
Lf = 1,25 BZ ; y Lc = L – Lf - T.
Destroza.
Se calculan de modo similar a las zapateras, pero cambiando los valores del factor de fijación,
y de la relación S/B. La concentración lineal de carga de columna debe ser el 50 % de la de
fondo: qc ≈ 0,5 qf
Salida de los barrenos. f S/B
Hacia arriba y horizontales.1,451,25
Hacia abajo. 1,2 1,25
Contorno o Recorte.
- Si la excavación no precisa una voladura de contorno perfilada, se calcula igual que las
zapateras con los siguientes parámetros:
qc ≈ 0,5 qf ; f = 1,25; S/B = 1,2
- Si es necesario un buen recorte:
Sc = K x D1 (k=15-16); S/B = 0,8
Siendo la concentración lineal de carga mínima función del diámetro de perforación (en m): ql =
90 x (D1)2
Cálculo simplificado.
Para el cuele de cuatro secciones se
suele utilizar las
tablas siguientes;
utilizando B1 = 1,7
D2 – EP
(EP = 50 mm).
El resto de barrenos se realiza
calculando
previamente B y qf
mediante:
Siendo:
d = el de los
cartuchos (mm).
= la densidad del
explosivo (g/cm3).
Previamente a las voladuras, es conveniente chequear los datos calculados mediante los
gráficos siguientes: el consumo específico, el nº de barrenos y la perforación específica, en
función del área del frente.
Cueles en ángulo.
Este tipo de cuele es complicado por la dificultad de la ejecución, aunque tiene la ventaja de un
menor consumo de explosivos.
* Cuele en V.
Se consiguen avances del 45-50 % del ancho del túnel
VIBRACIONES: UNE 22.381-93
EJEMPLO: Estudio de vibraciones.
Sea un túnel de 54 m² de sección superior, en terrenos graníticos, con un pueblo situado a 120
m de la traza.
Los cálculos efectuados para una voladura tipo de 3,8 m de perforación, 95 barrenos cargados
de Goma 2 ECO, y la secuencia de encendido, vienen expresados en las tablas siguientes:
DATOS GENERALES DE LA
VOLADURA
CONCEPTO UNIDADVALOR
Sección m² 54,00
Longitud de perforación m.l. 3,80
Avance de la pega m.l. 3,50
Rendimiento de operación % 92,11
Volumen de escombro en banco m³ 189,00
Diámetro de perforación mm 50,80
Número de tiros cargados ud. 95,00
Número barrenos de expansión ud. 4,00
Longitud perforada m.l. 376,20
Perforación específica m.l./m³ 1,990
Carga total de la voladura kg 262,87
Carga máxima por tiempo kg 16,20
Consumo específico explosivo kg/m³ 1,391
RESUMEN DE
CARGAS
TIPO DE BARRENO Nº CARGA POR CARGA EQ. G-2 POR CARGA POR
TIROS TIRO (kg) TIRO (kg) ZONA (kg)
Cuele 5 2,220 2,220 11,100
Contracuele 8 3,060 3,060 24,480
Zapateras 14 3,750 3,750 52,500
Destroza 27 3,330 3,330 89,910
Coronas/Contracoronas 15 3,180 3,180 47,700
Recorte 26 1,430 1,430 37,180
TOTAL 95 2,265 2,265 262,87
CARGAS POR DETONADOR
Nº DETONADORDESFASE (ms)
UNIDADESCARGA EXP. (kg)
I-0 0 1 2,220
MR-1 30 1 2,220
MR-2 60 1 2,220
MR-3 90 1 2,220
MR-4 120 1 2,220
MR-5 150 1 3,060
MR-6 180 1 3,060
MR-7 210 1 3,060
MR-8 240 1 3,060
MR-9 270 2 6,120
MR-10 300 2 6,120
MR-11 330 2 7,080
MR-12 360 2 6,660
MR-13 390 4 13,320
MR-14 420 4 14,160
MR-15 450 4 13,020
MR-16 480 3 9,990
MR-17 510 4 13,860
MR-18 540 4 14,160
R-I 500 0 0
R-II 1.000 5 16,200
R-III 1.500 4 12,870
R-IV 2.000 4 14,160
R-V 2.500 4 13,020
R-VI 3.000 4 13,290
R-VII 3.500 4 14,160
R-VIII 4.000 8 11,440
R-IX 4.500 8 11,440
R-X 5.000 8 11,440
R-XI 5.500 4 9,520
R-XII 6.000 2 7,500
La carga máxima operante es la del detonador R-II, es decir 16,2 kg.
Esta carga instantánea debe ser corregida mediante los valores del factor del macizo rocoso
(Fr) y el factor de estructura (Fe), cuyos valores vienen determinados por la norma UNE, según
la expresión:
TIPO DE ROCAVELOCIDAD SÍSMICA (m/s)FACTOR DE ROCA Fr
Rocas duras > 4.000 0,40
Rocas de dureza media
2.000 – 4.000 1
Rocas blandas < 2.000 2,52
TIPO DE
ESTRUCTURA
DESCRIPCIÓN DE ESTRUCTURAS
FACTOR DE
ESTRUCTURA Fe
IEdificios y naves industriales ligeras con estructuras de hormigón armado o metálicas
0,28
II
Edificios de viviendas, oficinas, centros comerciales y de recreo, cumpliendo la normativa legal vigente. Edificios y estructuras de valor arqueológico, arquitectónico o histórico que por su fortaleza no presentan especial sensibilidad a las vibraciones
1
III
Estructuras de valor arqueológico, arquitectónico o histórico que presenten una especial sensibilidad a las vibraciones por ellas mismas o por elementos que pudieran contener
3,57
Valores de corrección de la carga máxima operante de una voladura según norma UNE 22-
381-9.
En lo referente al conjunto de velocidades sísmicas encontradas en los terrenos de la traza del
túnel, sobre todo las relativas a aquellos tramos donde se utilizarán voladuras, las velocidades
sísmicas se encuentran en el intervalo de2.000 m/s a 4.000 m/s, si bien en las zonas de
granodiorita poco alterada, las velocidades son netamente superiores a 4.000 m/s
Para ver si podemos realizar un Proyecto Tipo, o debemos
realizar controles o un estudio de vibraciones; la norma UNE 22-381-9 nos determina con D =
150 m y Qc que estamos en la zona de contacto entre proyecto y Control.
O lo que es lo mismo; se puede utilizar la expresión matemática, de la recta inferior, para saber
que carga corregida debemos emplear para presentar un Proyecto Tipo:
En nuestro caso
valdría con dicho
proyecto tipo.
Supongamos que el pueblo, o una edificación, estuvieran a una distancia de 40 m.
Según la formula anterior la carga corregida, nos daría Q = 1,5 kg de explosivo; por lo que
deberíamos hacer un control de cada voladura o un estudio de vibraciones.
Basándonos en las experiencias de UEE, (o realizando una serie de
voladuras en la zona, con distintas cargas), se puede tomar (u obtener), como ley de
transmisividad básica la siguiente expresión:
Con la que se realiza
una tabla de carga-
distancia para estar
siempre por debajo de
la curva II, del gráfico
de daños de la norma.
Quedando la
expresión anterior:
Entrando con valores de la velocidad de 9
mm/s y de 45 mm/s.
TEMA VI: DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO.
En una excavación subterránea, se define el Sostenimiento como “el conjunto de elementos
estructurales que es preciso colocar para garantizar la estabilidad de la excavación”, en las
condiciones y durante el tiempo de utilización.
El trabajo que debe realizar el Sostenimiento está íntimamente ligado al reajuste tensional
inmediato a la excavación, por lo que es preciso conocer:
1. La Distribución de Tensiones, en torno a la excavación.
2. El Comportamiento Mecánico del Terreno.
Cuando se realiza una excavación subterránea, en un macizo rocoso, las tensiones
preexistentes se ven modificadas por dicha excavación; generándose unas nuevas tensiones
en la zona próxima al hueco. Este nuevo campo de tensiones se puede representar mediante
las trayectorias de las tensiones principales, que son las líneas imaginarias de un cuerpo
elástico sometido a tensión, a lo largo de las cuales actúan las tensiones principales.
En las siguientes figuras se observan las tensiones principales, mayor 1 y menor 3 que se
producen alrededor de un hueco de material sometido a un campo tensional Uniaxial; y la zona
del campo tensional que se ve afectada por el hueco excavado (r=3R).
La distribución de tensiones en
una excavación circular, en
terreno homogéneo y elástico,
con un campo inicial de
tensiones hidrostático, se calcula
por las ecuaciones de Kirsch (en
coordenadas polares):
r es la Tensión radial.
es la Tensión tangencial.
r es la Tensión de corte.
res la distancia radial desde el centro del hueco.
K es el coeficiente de reparto de tensiones (H / 0).
Se observa que la tensión radial y la tensión de corte son cero en los bordes de la excavación,
donde r=R.
En la parte superior e inferior de la excavación ( =90º y 270º, siendo 0º en el eje horizontal),
las ecuaciones se reducen a:
= 3 H - 0
Y en las partes laterales (con = 0º y 180º):
= 3 0 - H
En la siguiente figura se representa la variación de la concentración de tensiones / 0yr / 0,
en función de la distancia r al centro del hueco.
En el caso de K=1 (campo hidrostático), las expresiones de Kirsch quedan:
¿Si colocamos un sostenimiento que
proporcione una presión radial i?, las
ecuaciones anteriores serán:
En la figura anterior están representadas r y al homogeneizar las distancias polares con el
radio R de la excavación.
Se observa que:
1. La mayor Tensión Circunferencial , se produce en el perímetro de la excavación
quedando: = 2 0 - i ,r = 0 , r = 0.
1. La menor Tensión radial r , se produce en dicho perímetro y coincide con i .
1. Si no existe i, la excavación será estable si soporta una tensión
= 20y r = 0; es decir, cuando el terreno soporta una compresión simple de 20
En el perímetro de la excavación, y suponiendo que el campo es hidrostático (K=1), los valores
quedan:
= 2 0 , r = 0 y, r =0
Conforme nos adentramos en el interior, la tensión circunferencial disminuye y la radial
aumenta, siendo para r = 3R un 10% menor de la tensión de campo.
¿Qué criterio hay que utilizar para determinar si el macizo rocoso es capaz de soportar el
pico de presión (F = / 0)?
El mas utilizado es el de Mohr-Coulomb (para terrenos elásticos), cuyo límite es la Resistencia
a Tracción que no se debe superar, expresado por:
= C + tg
que se expresa, en términos de tensiones principales por :
1 = c + 3 x K0
Para su obtención se realizan ensayos de compresión simple y ensayos triaxiales, ajustándose
la envolvente a una recta por mínimos cuadrados:
Pero si la roca
está sometida
a tracciones o
a
compresiones
de pequeño
valor, este
criterio
sobreestima la
resistencia de
dicha roca.
Por lo que se
han elaborado
otros criterios
de rotura,
para
representar, lo
mas
exactamente
posible, el límite de rotura de las rocas.
El mas aceptado es el Criterio de HOEK y BROWN (1980):
Que modificado, en 1995, tiene la siguiente expresión:
1 = 3 + c x ( m x (3 / c ) + S )a
(Y para a=1/2 tiene la expresión de 1980).
En realidad hay que tener en cuenta el Efecto Escala, como relación entre la resistencia a
compresión de la roca intacta y la del Macizo Rocoso. En general, este macizo rocoso está
constituido por la roca intacta, afectada por tres o cuatro familias de discontinuidades
(habitualmente).
Puede retenerse que, para un Macizo moderadamente fracturado, su resistencia a compresión
simple puede ser unasquince veces (15) menor que la de la roca Intacta. El Criterio de HOEK
y BROWN, antes expuesto, permite relacionar el criterio de rotura con el litotipo que forma la
roca Intacta y con el estado de fracturación del Macizo Rocoso.
Para obtener la curva del criterio, se deben conocer los parámetros:
- El parámetro S se obtiene con la expresión:
Siendo Si = 1, para la roca intacta. Los valores de m, para rocas intactas, se
pueden obtener por las tablas del texto (Hoeck, 1995); pero el procedimiento
normal, para macizos de calidad buena-normal (a = 0,5), es el siguiente:
Se realizan los correspondientes ensayos uniaxiales, triaxiales y de tracción indirecta sobre
probetas de rocas.
Con los resultados se calcula micon la expresión:
A partir de los resultados de la roca intacta, y del RMR, calculamos
los restantes parámetros: