UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO – PUNO

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINASCARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA

MINAS

TRADUCCION DEL LIBRO CAPITULO IV

CURSO:

DISEÑO DE EXCAVACIONES

DOCENTE:

Ing. JUAN MAYHUA PALOMINO

PRESENTADO POR:

BAUTISTA CONDORI JULIO SARAEEN 091913 ALARCON CHIPANA KENYO VICTOR 091909 ARIVILCA CALLA GILMER YOSEIN 091911 HUANACUNI CHOQUE FREDY LIPA

SEMESTRE: VIII

FECHA: 028/01/2013

PUNO

4. CLASIFICACION DE LA MASA ROCOSA

INTRODUCCIÓN

Durante la etapa preliminar de viabilidad y diseño de un proyecto, cuando muy poca información detallada sobre la masa rocosa y su estrés e hidrológicos características están disponibles, el uso de una clasificación masa de roca esquema puede resultar muy beneficiosa. En su forma más simple, esto puede involucran el uso del sistema de clasificación como una lista de control para asegurar se de que toda la información pertinente ha sido considerado. En el otro extremo del espectro, uno o más sistemas de clasificación de masas de roca se pueden utilizar para construir una imagen de la composición y las características de una roca masa para proporcionar estimaciones iniciales de las necesidades de apoyo y proporcionar a las estimaciones de las propiedades de resistencia y deformación de la roca masa.

Es importante entender que el uso de una clasificación masa de roca régimen no (y no puede) reemplazar algunos de los más elaborada procedimientos de diseño. Sin embargo, el uso de estos procedimientos de diseño requiere acceso a la información relativamente detallada en tensiones in situ, rock propiedades de masa y la secuencia de excavación planificada, ninguna de las cuales puede estar disponible en una etapa temprana en el proyecto. Como esta información se convierte en disponible, el uso de los sistemas de clasificación masa de rocas debe ser actualizado y se utiliza junto con los análisis específicos del sitio.

INGENIERÍA DE LA CLASIFICACION DE LA MASA ROCOSA

Roca de los esquemas de clasificación de masas han venido desarrollando desde hace más de 100 años desde Ritter (1879) trató de formalizar un enfoque empírico al diseño del túnel, en particular para determinar las necesidades de apoyo.

Si bien los esquemas de clasificación son apropiados para su aplicación original, especialmente si se utilizan dentro de los límites de la historias de casos de los que fueron desarrollados, precaución considerable debe ejercerse en la aplicación de las clasificaciones del macizo rocoso a otros rock problemas de ingeniería.

Síntesis de algunos sistemas de clasificación se presentan importantes en este capítulo, ya pesar de todos los intentos se han hecho para presentar todos los datos pertinentes de los textos originales, existen numerosas notas y observaciones que no pueden ser incluidos. El lector interesado debe hacer todo lo posible por leer las referencias citadas para una apreciación completa del uso, aplicabilidad y limitaciones de cada sistema.

La mayoría de los parámetros de varios sistemas de clasificación (Wickham et al, 1972, Bieniawski, 1973, 1989, y Barton et al, 1974) se desarrollaron civiles de ingeniería de historias de casos en los que todos los componentes del carácter ingeniería geológica del macizo rocoso se incluido. En la minería subterránea de roca dura, sin embargo, especialmente en los niveles profundos, rock masa meteorización y la influencia del agua por lo general no son significativos y pueden ser ignorados. Los diferentes sistemas de clasificación de poner un énfasis distinto en los distintos parámetros, y es recomienda que al menos dos métodos utilizarse en cualquier lugar durante el primeras etapas de un proyecto.

Clasificación de Terzaghi macizo rocoso

La primera referencia al uso de la clasificación del macizo rocoso para la diseño de soporte del túnel está en un documento por Terzaghi (1946) en la que el cargas roca, llevadas por los conjuntos de acero, se estiman sobre la base de un descriptiva clasificación. Aunque ningún propósito útil sería servido por incluyendo detalles de la clasificación de Terzaghi en este debate sobre la diseño de soporte para minas subterráneas de roca dura, es interesante examinar las descripciones de masas rocosas incluidas en su documento original, porque llama la atención sobre las características que predominan en roca comportamiento de las masas, particularmente en situaciones donde la gravedad constituye la fuerza dominante. Las definiciones claras y concisas, y los comentarios prácticos incluidos en estas descripciones, son buenos ejemplos del tipo de información geología de ingeniería, que es más útil para el diseño de ingeniería.

Descripciones de Terzaghi (citado directamente de su papel) son los siguientes:

Roca Intacta no contiene ni juntas ni grietas de pelo. Por lo tanto, si se se rompe, se rompe a través de roca sólida. A causa de la lesión la roca debido a las voladuras, astillas puede caer desde el techo varios horas o días después de la voladura. Esto se conoce como una condición de desprendimiento.

Roca dura, intacta también se pueden encontrar en el estallido condición que implica la separación espontánea y violenta de roca losas de los lados o en el techo.

Roca estratificada consiste de estratos individuales con poca o ninguna resistencia contra la separación a lo largo de los límites entre los estratos. Los estratos pueden o no ser debilitada por transversales juntas. Roca tal que la condición de desprendimiento es bastante común.

Moderadamente articulado roca contiene juntas y grietas del pelo, pero el bloques entre las articulaciones están cultivados localmente juntos o

tan íntimamente relacionados para que las paredes verticales no requieren soporte lateral. En rocas de este tipo, tanto en condiciones spalling y hacer estallar puede ser encontrado.

Roca Blocky y sórdido consiste químicamente intacta o casi fragmentos intactos de roca que están totalmente separados entre sí otro y entrelazados imperfectamente. En tal roca, paredes verticales pueden necesitan un apoyo lateral.

Aplastado pero químicamente roca intacta tiene el carácter de la trituradora ejecutar. Si la mayoría o todos los fragmentos son tan pequeños como granos de arena fina y no re cementación ha tenido lugar, roca machacada debajo la tabla de agua presenta las propiedades de una arena que contiene agua.

Exprimir roca avanza lentamente por el túnel sin perceptible aumentar el volumen. Un requisito previo para squeeze un alto porcentaje de partículas microscópicas y sub-microscópico de micáceo minerales o minerales de arcilla con una capacidad de hinchamiento bajo.

Hinchazón avances en el túnel de roca principalmente a causa de la expansión. La capacidad de hincharse parece estar limitado a esas rocas que contienen minerales de arcilla tales como montmorillonita, con un alto hinchazón de la capacidad.

Clasificaciones implican tiempo en stand-up

Lauffer (1958) propone que el tiempo de espera para obtener una sin apoyo duración está relacionada con la calidad de la masa de roca en el que la amplitud es excavado. En un túnel, el tramo no compatible se define como el lapso de el túnel o la distancia entre la cara y el soporte más cercano, si este es mayor que el lapso de túnel. Clasificación original de Lauffer desde entonces ha sido modificada por un número de autores, en particular Pacher et al (1974), y ahora forma parte del enfoque general de túnel conocido como el Método de Construcción de Túneles austriaco Nuevo.

El significado del concepto de tiempo en posición de pie es que un aumento en la duración del túnel conduce a una reducción significativa en el tiempo disponible para la instalación de apoyo. Por ejemplo, un piloto de pequeña túnel puede ser construido con éxito con un mínimo de apoyo, mientras que un mayor envergadura túnel en la masa rocosa mismo puede no ser estable sin la instalación inmediata de un apoyo sustancial.

El nuevo método austriaco Tunelización incluye una serie de técnicas para túnel seguro en condiciones de la roca en la que el stand-up el tiempo es limitado antes de fallo.

Estas técnicas incluyen el uso de pequeñas partidas y de banqueo o el uso de múltiples derivas para formar un anillo de refuerzo dentro de la cual la mayor parte del túnel se puede excavar.

Estas técnicas son aplicables en rocas blandas tales como pizarras, filitas y mastines en el que los problemas de compresión y la hinchazón, descritos por Terzaghi (ver sección anterior), es probable que se produzca. Las técnicas también son aplicables cuando en un túnel excesivamente roto rock, pero el gran cuidado se debe tomar para tratar de aplicar estas técnicas a las excavaciones en rocas duras en las que los diferentes mecanismos de fallo ocurrir.

En el diseño de apoyo a las excavaciones de roca dura, es prudente asumir que la estabilidad de la masa de roca que rodea la excavación está no dependiente del tiempo. Por lo tanto, si una cuña estructuralmente definido es expuesto en el techo de una excavación, se caerá tan pronto como la roca de soporte que se retira. Esto puede ocurrir en el momento de la explosión o durante la operación de escalado posterior. Si se requiere para mantener una cuña en lugar, o para aumentar el margen de seguridad, es esencial que el apoyo instalarse lo antes posible, preferiblemente antes de la roca de soporte la cuña completa se retira. Por otro lado, en una roca muy estresada, falla generalmente será inducida por algún cambio en el estrés campo que rodea la excavación. El fallo puede ocurrir gradualmente y manifestarse como desprendimiento o corte respecto o puede ocurrir de repente en forma de una ráfaga de roca. En cualquier caso, el soporte de diseño debe tener en cuenta el cambio en el campo de tensión en lugar de la 'Stand-up' momento de la excavación.

Calidad de la roca designación índice (RQD)

La calidad de la roca índice Denominación (RQD) fue desarrollado por Deere (Deere et al, 1967) para obtener una estimación cuantitativa de la masa de roca calidad de los registros de testigos de perforación. RQD se define como el porcentaje de intacta piezas de núcleo más de 100 mm (4 pulgadas) en la longitud total de núcleo. El núcleo debe ser de al menos el tamaño NW (54,7 mm o 2,15 pulgadas de diámetro) y debe ser perforado con un cuerpo cilíndrico de núcleo doble tubo. La procedimientos correctos para la medición de la longitud de piezas de núcleo y el cálculo de RQD se resumen en la figura 4,1.

Palmström (1982) sugirió que, cuando desaparezca el núcleo está disponible, pero rastros de discontinuidad son visibles en la superficie de exposición o la exploración socavones, el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por unidad de volumen. La relación sugerida por masas de roca libre de arcilla es:

RQD = 115 a 3,3 Jv (4,1)

Donde:

Jv es la suma del número de uniones por unidad de longitud para todas las articulaciones (Discontinuidad) establece conocido como el recuento de articulaciones volumétrico.

RQD es un parámetro dependiente direccionalmente y su valor puede cambiar significativamente, dependiendo de la orientación del pozo. El uso del recuento de articulaciones volumétrico puede ser bastante útil en la reducción de este direccional dependencia.

RQD está destinado a representar la calidad del macizo rocoso in situ. ¿Cuándo con núcleo de perforación de diamante, se debe tener cuidado para asegurar que las fracturas, que han sido causados por la manipulación o el proceso de perforación, se identifican y se ignoran cuando se determina el valor de RQD. Cuando se utiliza Relación Plastrón es para el mapeo de la exposición, las fracturas inducidas por explosión no deben incluirse en la estimación Jv.

RQD de Deere se ha utilizado ampliamente, especialmente en América del Norte, durante los últimos 25 años. Cording y Deere (1972), Merritt (1972) y Deere y Deere (1988) han tratado de relacionar RQD a Terzaghi el rock y los factores de carga para Rockport requisitos en los túneles. En el contexto de esta discusión, el uso más importante de RQD es como un componente de las clasificaciones de comunicación RMR y Q roca cubiertos más adelante en este capítulo.

Figura 4,1: Procedimiento para la medición y el cálculo de RQD (Después Deere, 1989).

Puntuación Rock Estructura (RSR)

Wickham et al (1972) se describe un método cuantitativo para describir la calidad de una masa de roca y para la selección de soporte apropiado en la base de su estructura de roca Valoración (RSR) de clasificación. La mayoría de

los las historias de casos, se utilizan en el desarrollo de este sistema, fueron para los túneles relativamente pequeños soportados por medio de conjuntos de acero, aunque Históricamente, este sistema fue el primero en hacer referencia al hormigón proyectado apoyo. A pesar de esta limitación, vale la pena examinar la RSR sistema con cierto detalle, ya que demuestra la lógica que subyace en el desarrollo de un cuasi-cuantitativa macizo rocoso sistema de clasificación.

La importancia del sistema RSR, en el contexto de esta discusión, es que se introdujo el concepto de calificación de cada uno de los componentes se enumeran a continuación para llegar a un valor numérico de RSR = A + B + C.

1. Parámetro A, Geología: evaluación general de la estructura geológica sobre la base de: una. Roca origen tipo (ígneas, metamórficas, sedimentarias).

b. Dureza de la roca (duro, medio, blando, descompuesto).

c. Evolución tectónica (masivo, ligeramente defectuoso / plegar, moderadamente fallo / plegar, intensamente criticado / plegado).

2. El Parámetro B, Geometría: El efecto de patrón de discontinuidad con relación a la dirección del empuje del túnel con base en:

a. El espaciamiento unido.

b. La orientación unida (declárese en huelga y zambúllase).

c. La dirección de empuje del túnel.

3. C de Parámetro: El efecto de insumo de agua subterránea y la condición unida con base en:

a. La calidad global de la masa de la roca con base en Uno y B se combinó.

b. La condición unida (buena, justa, pobre).

c. La cantidad de agua afluye (en galones por minuto por 1000 pies de túnel).

Repare en que la clasificación RSR usó unidades Imperiales y que estas unidades han sido retenidas en esta discusión.

Tres mesas de los aluminio Wickham Et 's 1972 empapelan es reproducido en Tablas 4.1, 4.2 y 4.3. Estas mesas pueden usarse para evaluar la valuación de cada uno de estos parámetros para lograr el valor RSR (máximo RSR 100).

Por ejemplo, una roca duramente metamórfica que está ligeramente doblada o a la que se echó la culpa tiene una valuación de Uno = 22 (de Mesa 4.1). La

masa de la roca está bastante articulada, con perpendicular que le atina a junturas para el eje del túnel que es siendo oeste conducido de este, y zambulléndose en entre 20 À culombio y 50. Mesa 4.2 da la valuación para B 24 para conducir con chapuzón (definida en el bosquejo del margen). El valor de Un + B 46 y esto la manera que, pues las junturas de condición justa (ligeramente aireado y alterado) y un agua moderado afluyen de entre 200 y 1,000 galones por minuto, la Mesa 4.3 da la valuación para C 16. Por lo tanto, el valor final de la valuación de estructura de la roca RSR=A + B + C 62.

Un set típico de curvas de predicción para un túnel de diámetro de 24 pies recibe en Figura 4.2 que muestra que, para el RSR que el valor de 62 se derivó arriba, el soporte predicho estarían 2 pulgadas de shotcrete y 1 rockbolts de diámetro de pulgada espaciados en 5 centros del pie. Como indicados en la figura, los sets de acero serían espaciados en más que 7 pies aparte y no serían considerados una solución práctica para el soporte de este túnel. Para el mismo túnel de tamaño en una masa de la roca con RSR 30, al soporte le podrían ser provistos por 8 sets de acero WF 31 (8 hacen avanzar poco a poco aleta profundamente ancha que secciono pesar 31 lb por pie) espaciados 3 pies aparte, o por 5 pulgadas de shotcrete y 1 hace avanzar poco a poco pernos de la roca de diámetro espaciados en 2.5 centros de pies.

En este caso es probable que la solución líquida del set de acero fuera más barata y más efectiva que el uso de roca se escapa y shotcrete.

El lector debería ser consciente de que estas estimaciones son muy crudas, en particular para pernos de la roca y shotcrete, desde que se basan en un número relativamente pequeño de historiales y las discusiones muy teóricas simplistas. Consecuentemente, deberían ser aplicados con gran cautela.

Conduzca con chapuzón

Conduzca en contra del chapuzón

4.1: La Valuación de Estructura de la Roca:A de Parámetro:La geología general del área

El Tipo Básico de la Roca

La Estructura GeológicaDuro Medio Suave

Descompuesto

Ígneo 1 2 3

Metamórfico 1 2 3

Sedimentario

2 3 4

Ligeramente ModeradamenteIntensivamente

Doblado o Doblado o Doblado o

Macizola culpa a

Echado la culpa a EchadoEchado la culpa a

Tipo 1

Tipo 2

Tipo 3

Tipo 4

30 22 15 9

27 20 13 8

24 18 12 7

1910

Tabla 4.2: La Valuación de Estructura de la Roca: B de Parámetro: El patrón unido, la dirección de empuje

El espaciamiento unido comúnAtínele A la T para Eje

Declárese En Huelga || para Eje

La Dirección de Empuje

La Dirección de EmpujeCualquier dirección

Ambos

El ith del W Dip

En Contra Del Chapuzón

El Chapuzón de Junturas Prominentes Uno

El reventón ZambullidaVertical ZambullidaVertical

El Chapuzón de Junturas Prominentes

El reventónZambullidaVertical

1. Muy de cerca articulado, < 2 adentro

2. 2-6 apretadamente articulado, adentro

3. 6-12 moderadamente articulado, adentro

9 11 13 10 12

13 16 19 15 17

23 24 28 19 22

30 32 36 25 28

9 9 7

14 14 11

23 23 19

30 28 24

4. Moderado para bloque, 1-2 ft

5. Bloque para 2-4 ft macizo

6. Ft macizo, > 4

36 38 40 33 35

40 43 45 37 40

36 24 28

40 38 34

Mesa 4.3:La Valuación de Estructura de la Roca:C de Parámetro:Agua subterránea, condición unida

Insumo agua adelantado gpm / 1000 ft de túnel

La Suma de A de Parámetros + B

13 - 44 45 - 75b unida Condition

Bien ConsiderablePobre Bien ConsiderablePobre

Ninguno 22 18 12 25 22 18

Gpm leve, < 200 19 15 9 23 19 14

200-1000 gpm moderado 15 22 7 21 16 12

Gpm pesado, > 1000 10 8 6 18 14 10

A Dip: plano:0-20 °; inmersión :20-50 ° y vertical de 90 ° :50-B Conjunto condición: bueno = tightor cementada; razonable = ligeramente tiempo alterado; pobre = severamente erosionada, alteredor abierto

Figura 4.2: Las estimaciones del soporte RSR para un túnel de la circular de diámetro 24 ft. (7.3 m). Repare en que los pernos de anclaje y shotcrete son generalmente usados juntos. (Tras aluminio Wickham Et, 1972).

Aunque el sistema de clasificación RSR no es ampliamente usado, particularly en extraer de la cantera, el trabajo de aluminio Wickham et jugó un papel

significativo en el desarrollo de la clasificación en esquemas discutido en los demás secciones de este capítulo.

LA CLASIFICACIÓN GEOMECANICA

Bieniawski (1976) publicó los detalles de una clasificación de la masa de la roca llamado la clasificación geomecanica o el sistema de Valuación de la Masa de la Roca (RMR). A través de los años, este sistema ha estado sucesivamente refinado a medida que más los registros de caso han sido examinados y el lector debería ser consciente de que Bieniawski haya hecho cambios significativos en las valuaciones asignados para los parámetros diferentes. La discusión que entiende se basa en los 1989 versión de la clasificación (Bieniawski, 1989). Ambos esta versión y lo 1976 versión serán usados en Capítulo 8 que se ocupa de estimar la fuerza de multitudes de la roca. El seguimiento de los seis parámetros se usa para clasificar una masa de la roca usando el sistema RMR:

1. La fuerza compresiva uniaxil de material de la roca.

2. La designación de Calidad de la roca (RQD).

3. El espaciamiento de discontinuidades.

4. La condición de discontinuidades.

5. Las condiciones de agua subterránea.

6. La orientación de discontinuidades.

En aplicarle este sistema de clasificación, la masa de la roca está dividida en un número de regiones estructurales y cada región es sepa-rately clasificado. Los linderos de las regiones estructurales usualmente coinciden con una característica estructural principal como una falla o con un cambio en el tipo de la roca. En algunos casos, los cambios significativos en la discontinuidad espaciando o las características, dentro del mismo tipo de la roca, pueden necesitar el divi-Sion de la masa de la roca en un número de regiones estructurales pequeñas.

El sistema de Valuación de la Masa de la Roca es presentado en Mesa 4.4, dando las valuaciones para cada uno de los seis parámetros listados arriba. Estas valuaciones son sumadas para dar un valor de RMR. que El siguiente ejemplo ilustra el uso de estas mesas para lograr un valor RMR.

Un túnel debe ser conducido por un granito ligeramente aclimatado con un set unido más poderoso que los genes recesivos buzando en 60o en contra de la dirección del empuje. El índice experimentando y poniendo en bitácora de diamante taladró corazón dan Point-Load típico valores del índice de fuerza de 8 MPa y valores comunes RQD de 70 %. Las junturas, cuáles son ligeramente

ásperos y ligeramente aireados con una separación de < 1 mínimo, son espaciados en 300 mínimo. Haciendo un túnel a través de condiciones es anticipado para estar mojado

El valor RMR es determinado como sigue:

Tabla Artículo El valor Valuación

4.4: A.1 El índice de carga del punto8 MPa 12

4.4: A.2 RQD70 % 13

4.4: A.3 El espaciamiento de discontinuidades300 el minimol

10

4.4: E.4 La condición de discontinuidadesNota 1 22

4.4: A.5 Agua subterráneaMojado 7

4.4: B El ajuste para la orientación unidaNota 2

Total

- 5

59

Note1. Pues ligeramente maltrata y la discontinuidad alterada sale a la superficie con una separación de < 1 mínimo, 4.4.A.4 de la Mesa da una valuación de 25. Cuando la información más detallada está disponible, 4.4.E de la Mesa puede usarse para obtener una más valuación educada. Por lo tanto, en este caso, la valuación es la suma de: 4 (la longitud de discontinuidad 1-3 m), 4 (el mínimo del 0.1-1.0 de separación), 3 (ligeramente el grosero), 6 (ningún infilling) y 5 (ligeramente aireado) = 22.

Note2. La tabla que 4.4.F da una descripción de ' Feria ' para las condiciones asumió dónde debe el túnel ser conducido en contra del chapuzón de un set de zambullida de junturas en 60o. Destinar esta descripción para ' Hace Un Túnel a Través y Minas ' en 4.4.B de la Mesa dan una valuación de ajuste de - 5.

Bieniawski (1989) publicó un set de conjunto de directrices para la selección de soporte en túneles en roca para la cual el valor de RMR ha sido de-termined. ¡Estos conjuntos de directrices son reproducidos en 4.Error de la Mesa! La señal de lectura no definida.. Repare en que estos conjuntos de directrices han sido pub-lished por un 10 intervalo m que la herradura forjó túnel, con fábrica de taladro y los métodos de explosión, en una masa de la roca

subordinó para un estrés vertical < 25 MPa (el equivalente para una profundidad debajo de superficie de < 900 m).

Tabla 4.4:El Sistema de Valuación de la Masa de la Roca (tras Bieniawski, 1989).

El operador booleano AND DE PARÁMETROS DE CLASIFICACIÓN A. SUS VALUACIONES

Parámetro Rango de valores

1

La fuerza deEl material intacto de la roca

El índice de fuerza de carga de punto

> 10 MPa 4 - 10 MPa 2 - 4 MPa 1 - 2 MPaPues así de bajo se extiende - la prueba compresiva uniaxil es preferida

La fuerza uniaxil del comp.

> 250 MPa 100 - 250 MPa 50 - 100 MPa 25 - 50 MPa 5 - 25

MPa

1 - 5

MPa

< 1

MPa

Valuación

15 12 7 4 2 1 0

2

El corazón del taladro Quality RQD

90 % - 100 % 75 % - 90 % 50 % - 75 % 25 % - 50 % < 25 %

Valuación

20 17 13 8 3

3

El espaciamiento de discontinuidades

> 2 m 0.6 - 2. m 200 - 600 el milimol

60 - 200 el milimol < 60 el milimol

Valuación

20 15 10 8 5

4La condición de discontinuidades(Vea Al a A)

Las superficies muy ásperasNo continuoNinguna separaciónUnweathered

ParedRoca

Ligeramente maltrate sur-faceLa separación < 1 el milimol Ligeramente aclimató paredes

Ligeramente maltrate sur-faceLa separación < 1 el milimol Altamente aclimató paredes

Slickensided sale a la superficie oGubia < 5 el milimol grueso oEl milimol del 1-5 de separaciónContinuo

La gubia suave > 5 el milimol gruesoO la Separación > 5 el milimolContinuous

Valuación

30 25 20 10 0

5Agua subterránea

El insumo por 10 mLa longitud del túnel (l m)

Ninguno

< 10 10 - 25 25 - 125 > 125

(La prensa unida de agua) / (el jefe Major O)

0 < 0.1 0.1, - 0.2 0.2 - 0.5 > 0.5

Las condiciones generales

Completamente seque

Húmedo

El et del W

Goteando Afluente

Valuación

15 10 7 4 0

B. EVALUANDO AJUSTE PARA ORIENTACIONES DE DISCONTINUIDAD (la Sede F)

Declárese en huelga y sumerja en el agua a los orientaciones

Muy favorable Favorable Considerable

Desfavorable Muy Desfavorable

Valuaciones

Los túneles y las minas

0 - 2 - 5 - 10 - 12

Fundaciones 0 - 2 - 7 - 15 - 25

Cuestas 0 - 5 - 25 - 50

LAS CLASES DE LA MASA DE LA ROCA C. DETERMINADO DE VALUACIONES TOTALES

Valuación 100 c 81 80 c 61 60 c 41 40 c 21 < 21

El número de clase I II III IV V

Descripción Muy bien baile La buena roca La roca común La roca mala La roca muy

rock'n'roll y corriente pobre

D. QUERIENDO DECIR DE CLASES DE LA ROCA

El número de clase I II III IV V

El tiempo de pie común 20 yrs para 15 que m hizo girar

1 año para 10 que m dio vueltas

1 semana para 5 que m dio vueltas

10 hrs para 2.5 que m hizo girar

30 min por 1 intervalo m

La cohesión de masa de la roca (kPa)

> 400 300 - 400 200 - 300 100 - 200 < 100

El ángulo de fricción de masa de la roca (deg)

> 45 35 - 45 25 - 35 15 - 25 < 15

EL CONJUNTO DE DIRECTRICES E. PARA LA CLASIFICACIÓN DE condiciones DE DISCONTINUIDAD

La valuación de longitud de discontinuidad (la persistencia)

< 1 m6

1 - 3 m4

3 - 10 m2

10 - 20 m1

> 20 m0

La valuación de separación (la rendija)

Ni6

<55

0.4

1 - 5 1

> 5 0

AsperezaValuación

M6

Á5

Li3

Liso1

Sli0

La valuación Infilling (la gubia)

Ni6

El

4

El

2

El 2

El

0

El eathering del WValuaciones

U6

Li5

M3

Alt1

D0

EL EFECTO F. DE ORIENTACIÓN de articulación interfalángica distal de operador booleano AND DE HUELGA DE DISCONTINUIDAD Indiana HACIENDO UN TÚNEL A TRAVÉS DE *

Aseste perpendicular para hacer un túnel a través de eje

Declárese en huelga paralelamente para hacer un túnel a través de eje

Conduzca con chapuzón - el Chapuzón 45 - 90

Conduzca con chapuzón - el Chapuzón 20 – 45

Chapuzón 45 - 90

Chapuzón 20 - 45

Muy favorable Favorable Muy favorable Considerable

Conduzca en contra del chapuzón - el 45-90 de Chapuzón

Conduzca en contra del chapuzón - el 20-45 de Chapuzón

El chapuzón 0-20 - Independientemente de la huelga

Considerable

Desfavorable Considerable

Algunas condiciones son mutuamente exclusivas. Por ejemplo, si el infilling es presente, la aspereza de la superficie será sombreada por la influencia de la gubia. En

tal uso de casos A.4 en seguida. Modificado tras aluminio Wickham Et (1972).

Para el caso considerado anteriormente, con RMR = 59, 4 Bookmark no definido. Sugiere que un túnel podría ser excavado por título superior y un banco, con un avance de 1,5 m a 3 en el título superior. El apoyo debe ser instalado después de cada explosión y el apoyo debe ser colocado a una distancia máxima de 10 m de la cara. Sistemático empernado de roca, con 4 m de largo 20 mm de diámetro pernos completamente inyectados espaciadas de 1,5 a 2 m de la corona y las paredes, se recomienda. Alambre malla, con 50 a 100 mm de hormigón proyectado por la corona y 30 mm de hormigón para las paredes, se recomienda.

El valor de RMR de 59 indica que la masa de roca está en la límite entre el rock and Fair 'y las categorías de' buen rock '. En la etapas iniciales de diseño y construcción, es aconsejable utilizar la apoyo sugeridas para roca justo. Si la

construcción avanza a buen ritmo sin problemas de estabilidad, y el apoyo está funcionando muy bien, 38 Soporte de excavaciones subterráneas en roca dura entonces debería ser posible reducir gradualmente las necesidades de apoyo a los indicados para una masa de roca buena. Además, si la excavación se requiere que sea estable durante un corto período de tiempo, entonces es aconsejable tratar el apoyo menos costoso y extenso sugerido para buen rock. Sin embargo, si la masa de roca que rodea la excavación está espera que experimente grandes cambios inducidos por el estrés de minería, a continuación, más importante apoyo adecuado para el rock razonable debe ser instalado. Esta ejemplo indica que una gran cantidad de juicio que se necesita en la aplicación de clasificación del macizo rocoso para apoyar el diseño. Cabe señalar que la Tabla 4,5 no ha tenido una revisión importante desde el año 1973. En la minería de muchas aplicaciones de ingeniería civil, de acero reforzado con fibra de hormigón proyectado puede ser considerado en lugar de la malla de alambre y hormigón proyectado. Las modificaciones de RMR para la minería Misa Bieniawski Rock de Valoración (RMR) sistema estaba basado originalmente en las historias de casos extraídos de la ingeniería civil. Por consiguiente, la industria minera tendido a considerar la clasificación como algo conservador y varias modificaciones se han propuesto con el fin de hacer la clasificación más relevantes para las aplicaciones mineras. Una discusión completa de todas estas modificaciones sería superior al alcance de este libro y el lector interesado puede consultar la amplia Resumen compilado por Bieniawski (1989). Laubscher (1977, 1984), Laubscher y Taylor (1976) y Laubscher y Page (1990) han descrito un Puntuación

Rock Mass Modificado sistema para la minería. Este sistema mrmr toma el valor de RMR básico, como definido por Bieniawski, y lo ajusta para tener en cuenta in situ y se indujo el estrés, los cambios de tensión y los efectos de explosiones y la intemperie.

Un conjunto de recomendaciones de apoyo está asociado con la resultante Mrmr valor. En el uso de sistema de Laubscher mrmr hay que tener en cuenta que muchas de las historias clínicas en las que se basa se derivan de las operaciones de espeleología. Originalmente, el bloque ceder amianto minas en África formaron la base para las modificaciones, pero, posteriormente,

otras historias de casos de todo el mundo se han añadido a la base de datos. Cummings et al (1982) y Kendorski et al (1983) también han modificado Clasificación de Bieniawski RMR para producir el MBR (modificado básico RMR) para la minería. Este sistema fue desarrollado por el bloque espeleología operaciones en los EE.UU.. Esto implica el uso de diferentes calificaciones para los parámetros originales utilizados para determinar el valor de RMR y el ajuste subsiguiente del valor MBR resultante para permitir daño explosión, las tensiones inducidas, características estructurales, distancia del cueva frontal y el tamaño el, bloque de espeleología. Recomendaciones de apoyo son

presentado para derivas aislados o desarrollo, así como para la final apoyo de las intersecciones y derivas.

Roca Tunnelling Índice de Calidad, Q Sobre la base de una evaluación de un gran número de historias de casos de excavaciones subterráneas, Barton et al. (1974), de la noruega Instituto Geotécnico propuso un Índice de Calidad de Construcción de Túneles (Q) para la determinación de las características de masa de roca y los requisitos de soporte de túnel. El valor numérico del índice Q varía en una escala logarítmica escalar desde 0,001 hasta un máximo de 1.000, y se define por

Dónde:RQD es la Denominación de Calidad RocaJuan es el número de serie conjuntaJr es el número de rugosidad conjuntaJa es el número de alteración articularJw es el factor común de reducción de aguaSRF es el factor de reducción del estrés).

El cociente segundo (Jr / Ja) representa la rugosidad y fricción características de las paredes de la junta o materiales de relleno. Esta cociente se ponderarán en favor de las uniones ásperas, sin alterar directa en contacto con. Es de esperar que tales superficies estará cerca de su máximo fuerza, que se dilatan cuando se cizalla con fuerza, y lo harán por lo tanto, ser especialmente favorables para la estabilidad del túnel. Cuando las articulaciones rock tienen delgadas capas minerales de arcilla y rellenos, la fuerza se reduce significativamente. Sin embargo, la pared de roca contacto después de pequeños desplazamientos de cizallamiento se han producido puede ser una muy importantefactor para la preservación de la excavación de un fallo definitivo.Cuando no existe contacto pared de roca, las condiciones son extremadamentedesfavorables para la estabilidad del túnel. Los "ángulos de fricción" (en la Tabla4,4) están un poco por debajo de los valores de resistencia residual para la mayoría de las arcillas, y están posiblemente abajo-calificado por el hecho de que estas bandas de arcilla o rellenos pueden tender a consolidar durante el corte, por lo menos si la consolidación de lo normal o si reblandecimiento y la

inflamación se ha producido. La hinchazón presión de montmorillonita también puede ser un factor aquí.

El cociente tercero (Jw / SRF) consta de dos parámetros de estrés.SRF es una medida de: 1) carga de aflojamiento en el caso de una excavacióna través de zonas de cizalla y el rock arcilla rodamiento, 2) la tensión en roca competente roca, y 3) apretando las cargas en plástico rocas incompetentes. Lopuede considerarse como un parámetro de estrés total. El parámetro Jw es un Soporte de excavaciones subterráneas en roca dura medida de presión del agua, que tiene un efecto adverso sobre la cizalladura fuerza de las articulaciones debido a una reducción en la tensión normal efectiva. Agua puede, además, provocar el ablandamiento y la posible salida de lavado en la caso de arcilla llenos de articulaciones. Ha resultado imposible combinar estos dos parámetros en términos de inter-bloqueo eficaz de la tensión, porque, paradójicamente, un valor alto de tensión normal efectiva a veces puede significar condiciones menos estables que un valor bajo, a pesar del mayor esfuerzo cortantefuerza.

El cociente (Jw / SRF) es un factor empírico complicadoque describe el "estrés activa".

Parece que la roca túnel de calidad Q puede considerarse ahoraque es una función de sólo tres parámetros que son crudomedidas de:

1. Tamaño de bloque (RQD / Jn).

2. Inter-bloque de resistencia al corte (Jr / Ja).

3. Estrés activa (Jw / SRF)

Sin duda, hay varios otros parámetros que podrían ser añadidos para mejorar la precisión del sistema de clasificación. Uno de los estos sería la orientación conjunta. Aunque muchos registros de casos incluir la información necesaria en la orientación estructural en relación al eje de excavación, no se encontró que el general importante parámetro que se podría esperar. Parte de la razón para esto puede ser que las orientaciones de muchos tipos de excavaciones pueden ser, y normalmente son, ajustados para evitar el efecto máximo de los desfavorablemente orientados a las grandes articulaciones. Sin embargo, esta opción no está disponible en la caso de túneles y más de la mitad de los autos se encontraban en esta categoría. La Jn parámetros, Jr y Ja parecen desempeñar un papel más importante papel de orientación, debido a que el

número de conjuntos de conjuntos determina el grado de libertad de movimiento de bloque (en su caso), y el características de fricción y de dilatación puede variar más que el buzamiento abajo componente gravitacional de las articulaciones desfavorablemente orientadas. Si orientaciones conjuntas se había incluido la clasificación tendría sido menos general, y perdió su sencillez esencial.

La Tabla 4.4 ofrece la clasificación de los distintos parámetros utilizados paraobtener el índice de calidad Q Túneles de un macizo rocoso. El uso de esta tabla se ilustra en el siguiente ejemplo. A 15 m de la cámara trituradora lapso de una mina subterránea debe ser excavado en una norite a una profundidad de 2.100 m por debajo de la superficie. La roca masa contiene dos conjuntos de juntas de control de estabilidad. Estas articulaciones son onduladas, rugosas y protegidas de la intemperie con la tinción de superficie muy pequeña.El intervalo de valores RQD de 85% a 95% y las pruebas de laboratorio sobre núcleo muestras de roca intacta dar una resistencia media a la compresión uniaxial de 170 MPa. Las direcciones de los esfuerzos principales son aproximadamente verticales y horizontales y la magnitud de la tensión principal es horizontal aproximadamente 1,5 veces la de la tensión principal vertical. Lamasa de roca es localmente húmeda, pero no hay pruebas de agua que fluye.El valor numérico de RQD se utiliza directamente en el cálculo de losQ y, por esta masa de roca, un valor medio de 90 se utilizará. Mesa4.4.2 muestra que, para dos conjuntos conjuntos, el número del sistema común, Jn = 4.

Para juntas rugosas o irregulares que son ondulados, Tabla 4.4.3 proporciona una número de rugosidad conjunta de Jr = 3. Tabla 4.4.4 da la altera Chapter conjunta.4: clasificación del macizo rocoso 41 número de registro, Ja = 1,0, para muros sin alterar conjuntas con tinción de la superficie sólo. Tabla 4.4.5 muestra que, para una excavación con flujo de entrada menor, la agua común factor de reducción, Jw = 1,0. Para una profundidad debajo de la superficie de 2.100 m, el esfuerzo de sobrecarga será de aproximadamente 57 MPa y, en este caso, la tensión principal mayor 1 = 85 MPa. Desde el uniaxial resistencia a la compresión de la norite es de aproximadamente 170 MPa, este da una proporción de c / 1 = 2. Cuadro 4.4.6 muestra que, para el rock competente con los problemas de estrés de roca, este valor de c / 1 se puede esperar para producir duras condiciones de derrumbes y que el valor de la SRF debe estar entre 10 y 20. Un valor de SCR = 15 se supondrá para este cálculo. Con estos valores se obtiene:

En relación al valor de la Q de índice a la estabilidad y las necesidades de apoyode excavaciones subterráneas, Barton et al (1974) define un parámetro adicional a la que llamaron la dimensión equivalente, De, de la excavación.

Esta dimensión se obtiene dividiendo el span, diámetro o altura de la pared de la excavación por una cantidad llamada la Relación de Soporte de excavación, ESR. Por lo tanto:De ESR lapso de excavación, diámetro o la altura (m)Excavación Relación de Soporte El valor de ESR se relaciona con el uso previsto de la excavación y con el grado de seguridad que se exige del sistema de apoyoinstalado para mantener la estabilidad de la excavación. Barton et al(1974) sugieren los siguientes valores:

CATEGORÍA DE EXCAVACIÓN RSE

A) mis aperturas temporales. 3-5

B) aberturas permanentes minas, túneles de agua para hidroeléctrica alimentación (excluyendo compuertas de alta presión), túneles piloto, derivas y de las partidas de excavaciones grandes.1,6

C) Despensa, plantas de tratamiento de agua, caminos secundarios, así comotúneles, cámaras de sobretensión, túneles de acceso.1,3

D) Centrales eléctricas, carreteras y túneles de ferrocarril principal, civilesdefensa cámaras, intersecciones portal.1,0

E) estaciones de metro de energía nuclear, ferrocarriles,deportes e instalaciones públicas, fábricas.0,8

La estación de trituradora se discutió anteriormente entra en la categoría de permanente aperturas de minas y se le asigna una relación de apoyo excavaciónESR = 1,6. Por lo tanto, para un período de excavación de 15 m, la dimensión equivalente, De = 15/1.6 = 9,4.

La dimensión equivalente, De, traza contra el valor de Q, esutiliza para definir un número de categorías de la ayuda de un gráfico publicado enel artículo original de Barton et al (1974). Este gráfico ha sido recientementeactualizado por Grimstad y Barton (1993) para reflejar el creciente uso 42 Apoyo de las excavaciones subterráneas de roca dura de acero reforzado con fibra de hormigón proyectado en apoyo excavación subterránea. Figura 4.3 se reproduce a partir de este gráfico actualizado. De la Figura 4,3, un valor de De de 9,4 y un valor de Q de 4,5 lugares esta excavación trituradora en la categoría (4) que requiere un patrón de pernos de anclaje (espaciadas a 2,3 m) y de 40 a 50 mm de hormigón proyectado reforzado. Debido a la leve a fuertes condiciones de roca estallido que se anticipan, puede ser prudente para liberarte del estrés de la roca en las paredes de esta trituradora de cámara.

Esto se logra mediante el uso de producción relativamente pesado voladuras para excavar la cámara y omitiendo el chorro suave generalmente se usa para recortar las paredes finales de una excavación, como un central subterráneo a poca profundidad. Se recomienda precaución en el uso de chorro de liberar estrés y, para aplicaciones críticas, que pueden ser recomendables buscar el consejo de un especialista antes de iniciar voladuras en esta línea de acción.

Løset (1992) sugiere que, para rocas con 4 <Q <30, voladurase producirán daños en la creación de 'articulaciones' nuevas con un consiguientereducción local en el valor de Q para la roca que rodea la excavación.Se sugiere que esto puede ser explicado por la reducción de la RQDvalor de la explosión dañó zona.

Suponiendo que el valor RQD de la roca alrededor de la fracturatrituradora de cámara cae a 50%, el valor resultante de Q = 2,9. DeFigura 4,3 este valor de Q, para una dimensión equivalente, De de 9,4,lugares la excavación justo dentro de la categoría (5) que requiere pernos de anclaje, con un espaciamiento de aproximadamente 2 m, y una capa de 50 mm de espesor de acero hormigón proyectado reforzado con fibras.Barton et al. (1980) proporcionan información adicional sobre shotcrete de longitud, se extiende por un máximo de admitidos y presiones de soporte del techo a complementar las recomendaciones de apoyo publicados en el original 1974 papel. La longitud L de pernos de anclaje puede ser estimado a partir de la excavación anchura B y el ESR Soporte ratio de excavación.

El lapso máximo no compatible puede estimarse a partir de: Máximo span (sin soporte) = 2 ESRQ0.4 (4,4) En base a los análisis de los registros de casos, Grimstad y Barton (1993) sugieren que la relación entre el valor de Q y permanente la soporte del techo Presión de prueba se calcula a partir de:Prueba =

(4.5)

4: (continuación). Clasificación de los parámetros individuales en la construcción de túneles de Calidad Q Index (Después de

Barton et al, 1974).

NOTAS DESCRIPCIÓN VALOR

6. Reducción del estrés FACTOR SRF b. Roca competente, problemas de estrés roca Vc V1 VTV1 2. Para el campo virgen estrés fuertemente anisotrópico H. tensión baja, cerca de la superficie> 200> 13 2.5 (si se ha medido): cuando 5dV1/V3d10, reducir Vc J. Media tensión 200 a 10 13 a 0,66 1,0 a 0.8Vc y Vt a 0.8Vt. W gallina V1/V3> 10, K. tensión alta, estructura muy ajustado 10 a 5 0,66-0,33 0,5 a 2 Vc y reducir Vt a 0.6Vc y 0.6Vt, donde (Por lo general favorables para la estabilidad, mayo Vc = resistencia a compresión, y ser desfavorable para la estabilidad de la pared) Vt = resistencia a la tracción (carga puntual) y V1 y L. rockburst leve (roca masiva) 5-2,5 0,33 hasta 0,16 5 a 10 V3 son las tensiones principales mayor y menor.

M. pesado rockburst (roca masiva) <2,5 <0,16 03 10 al 20. Pocos registros de casos disponibles en la profundidad de c. Exprimir roca, el flujo plástico de corona roca incompetente debajo de la superficie es menor que la anchura de tramo. bajo la influencia de la presión alta roca Proponer aumento SRF 2,5 a 5 para tales N. leve presión roca squeezing 5 a 10 casos (ver H). O. pesada roca presión squeezing 10 a 20 d. Hinchazón roca, actividad química hinchazón dependiendo de la presencia de agua P. leve presión roca hinchazón 5 a 10R. pesada roca hinchazón presión desde 10 hasta 15

NOTAS ADICIONALES SOBRE EL USO DE ESTAS TABLAS

Cuando W realizar estimaciones de la calidad del macizo rocoso (Q), las siguientes pautas deben seguirse junto con las notas que figuran en las tablas:1. Núcleo W gallina pozo no está disponible, RQD puede estimarse a partir del número de articulaciones por unidad de volumen, en el que el número de articulaciones por metro para cada conjunto común se agregan. Una relación simple se puede utilizar para convertir este número para RQD para el caso de las masas de arcilla de roca libres: RQD = 115 a 3,3 Jv (aprox.), donde Jv = número total de uniones por m3 (0 <RQD <100 para 35> Jv> 4,5).

2. La Jn parámetro que representa el número de conjuntos comunes a menudo se verá afectada por foliación, esquistosidad pizarrosa escisión, o ropa de cama, etc Si fuertemente desarrollado, 'juntas' estos paralelos, obviamente, debe ser considerado como un conjunto conjunto completo. Sin embargo, si hay pocas articulaciones »visible, o si sólo pausas ocasionales en el núcleo se deben a estas características, entonces será más conveniente contar con ellos como "al azar" en la evaluación de las articulaciones Jn. 3. Los parámetros Jr y Ja (que representa la resistencia al corte) debe ser relevante para el más débil

articulación o conjunto significativo de barro llena discontinuidad- nuidad en la zona dada. Sin embargo, si el conjunto de articulación o discontinuidad con el valor mínimo de Jr / Ja es favorablemente orientada a la estabilidad, a continuación, un segundo grupo, de manera menos favorable orientado conjunta o discontinuidad a veces pueden ser más importantes, y su valor más alto de Jr / Ja deben ser utilizado en la evaluación de Q. El valor de Jr / Ja debe, de hecho, se refieren a la superficie más probable para permitir falta de iniciación.

4. W uando una masa de roca contiene arcilla, la SRF factor correspondiente a las cargas de aflojamiento debe ser evaluado. En tales casos, la fuerza dela roca intacta es de poco interés. Sin embargo, cuando unión es mínima y la arcilla está totalmente ausente, la resistencia de la roca intacta puede convertirse en el eslabón más débil, y la estabilidad dependerá entonces de la relación de rock-stress/rock-strength. Un campo de esfuerzos fuertemente anisotrópico es desfavorable para la estabilidad y es más o menos contabilizada como en la nota 2 de la tabla para la evaluación de factores de reducción del estrés.

5. Las resistencias a la compresión y de tracción (Vc y Vt) de la roca intacta deben ser evaluados en la condición saturada si este es aproximaciones.

Uso de los sistemas de clasificación de masas rocosas

Las dos clasificaciones más utilizadas son macizo rocoso RMR de Bieniawski (1976, 1989) y la Q de Barton et al (1974). Ambos métodos incor-porado parámetros geológicos, geométricas y de diseño / ingeniería para llegar a un valor cuantitativo de la calidad del macizo rocoso. Las similitudes entre RMR y Q se derivan de la utilización de idénticas o muy similares, los parámetros para el cálculo de la masa final roca calificación de calidad. Las diferencias entre los sistemas se encuentran en las distintas ponderaciones dadas a parámetros similares y en el uso de distintos parámetros en uno o el otro régimen. Figura 4.3: Estimación de las categorías de apoyo basados en el túnel índice de calidad Q (Después de Grimstad y Barton, 1993).

RMR utiliza resistencia a la compresión directa, mientras que Q sólo tiene en cuenta la fuerza y su relación con el estrés en situ en roca competente. Ambos esquemas de ocuparse de la geología y de la geometría de la masa rocosa, pero en formas ligeramente diferentes. Ambos consideran las aguas subterráneas, y ambos incluyen algún componente de la resistencia de la roca material. Algunos estiman de orienta-ción se pueden incorporar en Q utilizando una pauta presentado por Barton et al (1974): "el Jr y Ja parámetros deben... se refieren a la superficie más probable para permitir falta de iniciación. 'La mayor diferencia entre los dos sistemas es la falta de un parámetro de estrés en el sistema RMR.

Cuando utilice cualquiera de estos métodos, dos enfoques se pueden tomar. Uno es el de evaluar la masa de roca específicamente para los parámetros comprendidos en los métodos de clasificación, y el otro es exactamente carac-terise la masa de roca y luego atribuir calificaciones de los parámetros en un momento posterior. Este último método es recomendado, ya que da una descripción completa y completo de la masa de roca que puede ser fácilmente traducido a cualquier índice de clasificación. Si los valores de calificación solo se habían registrado durante el mapeo, sería casi imposible llevar a cabo verifica-ción estudios.

En muchos casos, es apropiado dar un rango de valores para cada parámetro en una clasificación del macizo rocoso y para evaluar la significación del resultado final. Un ejemplo de este enfoque se da en la figura-ure 4,4 que se reproduce a partir de las notas de campo preparadas por el Dr. N. Bar tonelada sobre un proyecto. En este caso particular, la masa de roca está seca y se somete a condiciones de estrés "medio" (Tabla 4.6.6.K) y por lo tanto JwSRF = 1,0 y = 1,0. Histogramas que muestran las variaciones en RQD, Jn,Jr y Ja, a lo largo del socavón de exploración asignado, se presentan en estefigura. El valor medio de Q = 8,9 y el intervalo aproximado de Qes de 1,7 <Q <20. El valor medio de Q se puede utilizar en la elección de un sistema de apoyo de base mientras que el rango da una indicación de los ajustes posi-bles que se requieren para cumplir diferentes condiciones encontradas durante la construcción.Un ejemplo adicional de este enfoque se da en un artículo de Barton et al (1992) relacionados con el diseño de una sala de 62 m de luz deportes subterráneo en articulado gneis. Histogramas de todos los parámetros de entrada para el sistema Q se presentan y se analizan para determinar el valor medio ponderado de Q.Carter (1992) ha adoptado un enfoque similar, pero extendió su análisis para incluir la derivación de una función de distribución de probabilidad y el cálculo de la probabilidad de fallo en una discusión sobre la estabilidad de los pilares de la corona de superficie en las minas de metales abandonados.

A lo largo de este capítulo se ha sugerido que el usuario de un sistema de clasificación de la masa de roca debe comprobar que la última versión está siendo utilizado. Una excepción es el uso de Bieniawski RMR de clasifica-ción para las estimaciones de la fuerza de masas de roca (que se examinan en el capítulo 8) donde se utilizan la versión de 1976, así como la versión de 1989. También vale la pena repetir que el uso de dos esquemas de clasificación del macizo rocoso-tas es aconsejable.

ESTIMACIÓN DEL MÓDULO DE DEFORMACIÓN EN SITU.

El módulo de deformación en situ de una masa de roca es un importante parámetro en cualquier forma de análisis numérico y en la interpretación de la deformación controlado alrededor de las aberturas subterráneas. Dado que este parámetro es muy difícil y costoso para determinar en el campo, SEV-rales se han hecho intentos para desarrollar métodos para la estimación de su valor, en base a las clasificaciones masa de roca.

En la década de 1960 se hicieron varios intentos de utilizar RQD de Deere para la estimación en el módulo de deformación in situ, pero este método se utiliza raramente hoy (Deere y Deere, 1988).

Bieniawski (1978) analizó una serie de historias de casos y pro-plantea la siguiente relación para estimar el módulo de deformación en situ, Em, de RMR:

Figura 4.4: Histogramas que muestran variaciones en RQD, Jn, Jr y Ja de una arenisca seca articulado en condiciones de estrés "medio", que se reproducen a partir de las notas de campo elaborado por el Dr. N. Barton.

Con base en el análisis de una serie de historias de casos, muchos de los cuales fundaciones involucradas presa para que la deformación modulii fueron evaluados por análisis posterior de deformaciones medidas, Serafim y Pereira (1983) proponen la siguiente relación entre Em y RMR:

Más recientemente Barton et al (1980), Barton et al (1992) y Grim stad-y Barton (1993) han encontrado una buena concordancia entre los desplazamientos medidos y las predicciones de análisis numéricos utilizando in situ módulo de deformación valores estimados a partir de: Em25Log10Q (4.8)

Curvas definidas por las ecuaciones 4.6, 4.7 y 4.8, junto con las observaciones de casos de historia de Bieniawski (1978) y Serafim y Pereira (1983) se representan en la Figura 4.5. Esta cifra sugiere que 4,7 ecuaciones proporcionan un ajuste razonable para todas las observaciones de la trama-ted y tiene la ventaja de cubrir una gama más amplia de valores de RMR que cualquiera de las otras dos ecuaciones