EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS

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1 ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE INGENIEROS DE MINAS Y ENERGÍA Titulación: MÁSTER UNIVERSITARIO EN INGENIERÍA DE MINAS TRABAJO FIN DE MÁSTER DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y MINERA EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS ÁLVARO HERRERO GARCÍA SEPTIEMBRE DE 2017

2 ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE INGENIEROS DE MINAS Y ENERGÍA Titulación: MÁSTER UNIVERSITARIO EN INGENIERÍA DE MINAS EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRÁNEAS Realizado por ÁLVARO HERRERO GARCÍA Dirigido por PABLO SEGARRA CATASÚS JUÁN NAVARRO MIGUEL DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA GEOLÓGICA Y MINERA Firma del prof. Tutor: Fecha

3 ÍNDICE Resumen... IV Abstract... IV 1. OBJETIVOS Y ALCANCE ANTECEDENTES PRINCIPALES CAUSAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN OPERACIONES DE VOLADURA OPERACIONES DE PERFORACIÓN INDICADORES PARA EVALUAR LA SOBRE-EXCAVACIÓN ÁREA SOBRE-EXCAVADA DISTANCIAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN ÍNDICE DE CALIDAD DEL CONTORNO DEL TÚNEL DESCRIPCIÓN DE LA OBRA DESCRIPCIÓN DE LAS MEDIDAS GEOLOGÍA RQD Jn Jr Ja Jw SRF Q OTROS PARÁMETROS PARTES DE VOLADURA CONSUMO ESPECÍFICO VIBRACIONES OTROS PARÁMETROS CÁLCULO DE LA SOBRE-EXCAVACIÓN RESULTADOS Y ANÁLISIS Q DE BARTON GUNITADO Y BULONES VIBRACIONES CALIDAD DE LA ROCA CONSUMO ESPECÍFICO AVANCE I

4 7. CONCLUSIONES BIBLIOGRAFÍA ESTUDIO ECONÓMICO ÍNDICE DE FIGURAS Figura 1. Ejemplo secuenciación de barrenos en el frente... 5 Figura 2. Ejemplo plan de carga... 6 Figura 3. Esquema desviación de perforación (Elisa Costamagna 2016)... 7 Figura 4. Esquema sobre-excavación por desviación de la sarta (Elisa Costamagna 2016)... 8 Figura 5. División de la sección del túnel... 9 Figura 6. Secciones para la evaluación de la distancia de sobre-excavación (Kim 2009) Figura 7. Mapa topográfico sobre-excavación (Kim 2009) Figura 8. Diferentes situaciones del contorno de un túnel (Kim et. al 2015) Figura 9. Mapa de situación de la obra Figura 10. Plano de la obra Figura 11. Zonas a estudiar (desde PK 321 hasta PK 777,8) Figura 12. Gráfica PK-RQD Figura 13. Gráfica PK-Jn Figura 14. Gráfica PK-Jr Figura 15. Gráfica PK-Ja Figura 16. Gráfica PK-Jw Figura 17. Gráfica PK-Q Figura 18. Gráfica PK-Q ampliada Figura 19. Clasificación de la roca en función de Q Figura 20. Clasificación de la calidad de la roca Figura 21. Esquema de orientación de las juntas Figura 22. Gráfica PK-Consumo específico Figura 23. Gráfica PK-Vibraciones Figura 24. Gráfica PK-Kg de explosivo Figura 25. Conjunto de perfiles del túnel. Angulo intermedio Figura 26. Conjunto de perfiles del túnel. Alzado Figura 27. Conjunto de perfiles del túnel. Perfil derecho Figura 28. Gráfica PK Sobre-excavación Figura 29. Gráfica PK Sobre-excavación media de cada avance Figura 30. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Q Figura 31. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Gunita Figura 32. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Bulones Figura 33. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Vibraciones Figura 34. Gráfico comparativo PK Consumo específico - Vibraciones Figura 35. Gráfico de barras Calidad de la roca Sobre-excavación Figura 36. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación Consumo específico Figura 37. Gráfico de barras. Tipo de roca Consumo específico Figura 38. Gráfico de barras Tipo de roca Avance II

5 ÍNDICE DE TABLAS Tabla 1. Tiempos detonadores Primadet LP... 4 Tabla 2. Clasificación de calidad en función de RQD Tabla 3. Clasificación Jn Tabla 4. Clasificación Jr Tabla 5. Clasificación Ja Tabla 6. Clasificación Jw Tabla 7. Clasificación SRF Tabla 8: Clasificación del tipo de roca por categorías Tabla 9. Comparación Tipo de roca Desviación típica III

6 Resumen Este proyecto tiene como objetivo principal evaluar la sobre-excavación producida en la construcción de un túnel en Noruega mediante perforación y voladura, así como establecer las posibles causas que provocan esa sobre-excavación. Para ello se han estudiado diferentes variables tanto de la geología del terreno como de las características de cada voladura. Primeramente se ha calculado la sobre-excavación producida en cada sección del túnel en porcentaje. Este valor se ha establecido como la relación entre la excavación total y el área teórica que debería tener la sección. Posteriormente se han comparado estos valores con las diferentes variables. En cuanto a la geología, se ha analizado el parámetro Q de Barton del terreno, el RQD para establecer la calidad de la roca en cada caso y también se ha tenido en cuenta el espesor de gunitado y el número de bulones empleados. Por otro lado, en cuanto a la operación de voladura, se ha tenido en cuenta el consumo específico de explosivo, las vibraciones producidas y el avance de cada pase. Los resultados muestran que la sobre-excavación está muy relacionada con el índice Q Barton y el consumo específico de la voladura. También se ha observado que el avance de la voladura está condicionado por la calidad de la roca. Abstract This work aims to analyze and highlight the sources of the overbreak generated by blasting influence in an underground construction in Oslo, Norway. For that, a diversity of variables related with the geology and the blast design have been studied. Firstly, the overbreak created in each section of the tunnel has been calculated as a percentage of the theoretical profile. This value represents the relation between the real and the theoretical area excavated in each section. Then, the values of the overbreak have been compared with the geology and blast design variables. In terms of geology, the Q-system (Barton), the Rock Mass Quality, the thickness of shotcrete and the number of bolts have been examined. In relation with the blasting operation, the powder factor (kg/m 3 ), the vibrations and the advance in each blast have been analyzed. The results highlight that the Q Barton Index and the powder factor per round are the variables with largest influence the mean over-excavation per round. The results also show that the mean advance per round is related with the rock quality. IV

7 EVALUACIÓN Y ANÁLISIS DE DAÑO EN VOLADURAS SUBTERRANEAS DOCUMENTO Nº1: MEMORIA

8 2 1. OBJETIVOS Y ALCANCE El empleo de voladuras para realizar un túnel tiene una serie de ventajas frente a los métodos tradicionales: es válido para todo tipo de roca, se puede llevar a cabo en todo tipo de secciones, permite gran movilidad de los equipos y supone una reducida inversión inicial. El uso de explosivo permite arrancar y triturar la roca en una sola operación ahorrando tiempo, además de reducir costes elevados en tener que utilizar otro tipo de máquinas para excavar la roca. Cuanto más dura sea la roca a excavar más rentable será el empleo de explosivos para arrancarla. Uno de los principales problemas al realizar una obra subterránea por medio de perforación y voladura es la sobre-excavación producida en el contorno del túnel. Para determinar el perfil de cada voladura se emplean barrenos de contorno que son los que van a dar la forma deseada a la excavación. Generalmente en este tipo de barrenos se emplea la técnica del recorte, donde los barrenos se sitúan paralelos al eje del túnel a un espaciamiento de entre 45 centímetros y un metro. Dichos barrenos están cargados con muy poco explosivo y se inician a la vez al final de la secuencia de voladura. También existe la técnica del precorte, aunque mucho menos utilizada por su alto coste, donde los barrenos están cargados con mayor cantidad de explosivo y son detonados en primer lugar para abrir una brecha entre la roca perimetral. En este caso, el espaciamiento entre barrenos es mucho menor. La sobre-excavación puede producir un sobrecoste al tener que utilizar una mayor cantidad de hormigón proyectado como método de sostenimiento y al tener que transportar un mayor volumen de roca. También puede comprometer la seguridad de la obra que, en ciertas ocasiones, puede dar lugar a desprendimientos inesperados. El objetivo principal de este trabajo es el cálculo y análisis de la sobre-excavación producida en las voladuras de un túnel de Noruega, así como sus posibles causas. Para ello, se ha calculado la sobre-excavación generada después de la voladura en comparación con el perfil teórico predeterminado. Se han utilizado secciones escaneadas cada 20 centímetros del contorno excavado para dicho cálculo. Con el fin de analizar las posibles causas de esta sobre-excavación, se han recopilado y digitalizado los partes geotécnicos y de voladura de cada pase, para evaluar la influencia de los parámetros de calidad de la roca y del diseño de la voladura en la sobre-excavación generada.

9 3 2. ANTECEDENTES Son muy numerosos los estudios realizados para evaluar todos los parámetros a la hora de realizar un túnel subterráneo mediante voladuras. La sobre-excavación forma parte de estos parámetros y es fundamental su estudio para poder evaluar tanto las características del túnel como la correcta ejecución de los trabajos de excavación. 2.1 PRINCIPALES CAUSAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN Se pueden establecer dos variables como principales aspectos que afectan a la sobreexcavación en la obra de un túnel OPERACIONES DE VOLADURA El diseño de voladura, el tipo de explosivo utilizado y la carga de los barrenos son aspectos muy importantes que afectan al resultado de la excavación producida. Una pequeña desviación al realizar los barrenos puede suponer un mal reparto del explosivo y así generar zonas localizadas con una excavación que no es la diseñada inicialmente. El diseño de voladura consiste en el replanteo del esquema de tiro antes de perforar y cargar el explosivo en los barrenos para su posterior detonación. En la Figura 1 podemos ver un ejemplo de parte nominal de voladura utilizado en la obra objeto de este proyecto, en que se observa la posición y la secuenciación de los barrenos en las diferentes zonas, así como la carga de explosivo que llevará cada una de ellas. La figura muestra las diferentes zonas de barrenos coloreadas en azul oscuro para contorno, rojo para zapateras, verde para destroza y azul claro y rosa para el cuele. La iniciación de los barrenos se realiza con detonadores de fondo no eléctricos tipo Primadet LP (Largo Periodo). Cada número indica un tiempo de retardo, en ms, con el que detonará cada barreno. La Tabla 1 describe el valor de los números utilizados. Dado que la diferencia de tiempo entre Primadet LP es en ocasiones muy grande, dichos detonadores se inician con conectores de superficie Primadet EZ-TL para variar los tiempos de retardo entre los barrenos y reducir la carga operante de la voladura. En el esquema de la Figura 1 se han empleado conectores de tiempos de 0, 17, 42, 67 y 109 ms de retardo.

10 4 Tabla 1. Tiempos detonadores Primadet LP Número (Periodo) Tiempo (ms)

11 5 Figura 1. Ejemplo secuenciación de barrenos en el frente Por otro lado, en los partes de voladura también se especifica el número de barrenos que hay en cada zona y la carga lineal teórica que deberá llevar cada uno. Dicha carga lineal será mayor en cuele (cut) para crear una cara libre e irá disminuyendo a medida que nos acercamos a los barrenos del contorno con el objetivo de minimizar el daño en la periferia de la excavación. En la Figura 2 se puede ver un ejemplo de estas especificaciones y se observa, como hemos mencionado anteriormente, que los barrenos del recorte (contour holes) son los que menos explosivo llevan y además no disponen de retacado.

12 6 Figura 2. Ejemplo plan de carga La carga de los barrenos se suele hacer con un detonador en fondo unido a un multiplicador de pentolita y una columna de explosivo, finalizando con un retacado en la parte superior. En la obra objeto de estudio se suele emplear emulsión como carga de columna. Por otra parte las condiciones del barreno también afectan al resultado de la voladura, especialmente cuando se trata de zonas con agua. La humedad puede reducir los efectos del desacoplamiento de las detonaciones afectando así al resultado de la voladura (Olsson 2010) OPERACIONES DE PERFORACIÓN Es muy importante controlar la perforación en todas las zonas de barrenos, especialmente en los del contorno, que son los que van a producir directamente la sobre-excavación en el túnel. Como consecuencias de una mala perforación se pueden dar (Ibarra et al 1996; Ostberg 2013; Yangkyun Kim 2015): Avances demasiado cortos Necesidad de refuerzo en la roca

13 7 Mayor tiempo empleado para retirada de escombros Mayor cantidad de hormigón proyectado Y las causas de realizar una mala perforación son (Olsson 2010; Ostberg 2013): Mala calibración de la sarta de perforación Calidad de la roca muy irregular Repentinas variaciones en las características de la masa rocosa Utilización de un equipo inadecuado para el terreno a perforar. Los primeros metros de la perforación son fundamentales para que el resto de la perforación salga según el diseño y no se desvíe demasiado. En este punto cabe destacar que la desviación de los barrenos debe ser minimizada todo lo posible pero nunca se podrá eliminar por completo con los equipos que existen en la actualidad, pues siempre habrá un pequeño error en esta operación. En la Figura 3 se pueden ver las diferentes desviaciones que sufre la sarta de perforación de los barrenos y que dará lugar posteriormente a la sobre-excavación en el contorno del túnel. Figura 3. Esquema desviación de perforación (Elisa Costamagna 2016)

14 8 Y en la Figura 4 se observa cualitativamente la excavación producida por la desviación de la sarta, como hemos mencionado anteriormente. Figura 4. Esquema sobre-excavación por desviación de la sarta (Elisa Costamagna 2016) 2.2 INDICADORES PARA EVALUAR LA SOBRE-EXCAVACIÓN Existen varias metodologías para evaluar la sobre-excavación producida al realizar la obra de un túnel. De entre ellas cabe destacar: Área sobre-excavada (Mahtab et al., 1997; Mandal and Singh, 2009). Distancias de sobre-excavación (Yangkyun Kim 2009; Olsson 2010). Índice de calidad del contorno del túnel (Yangkyun Kim ) ÁREA SOBRE-EXCAVADA La sobre-excavación propuesta por Mahtab et al. (1997) y Mandal and Singh (2009) se mide normalmente en porcentaje con respecto al área total excavada según la ecuación 1.

15 9 100 (1) Donde: : Área sobre-excavada, expresada en porcentaje : Área excavada total, expresada en metros cuadrados : Área de diseño, expresada en metros cuadrados. Estos autores propusieron, para túneles con sección grande, dividir dicha sección en tres zonas diferentes para poder así evaluar el impacto de los diferentes esfuerzos tensionales de la roca y de los diferentes patrones de voladura en la sobre-excavación. Para ello, dividieron la sección del túnel en tres partes separadas 120 como muestra la Figura 5. El área sobre-excavada total será la suma del área sobre-excavada en cada una de las divisiones. Figura 5. División de la sección del túnel Los resultados obtenidos por Mandal and Singh (2009) muestran que la sobre-excavación producida es considerablemente mayor en la pate de arriba del túnel (corona) por lo que

16 10 habrá que prestar especial atención al esquema de perforación de barrenos y carga explosiva en esta zona DISTANCIAS DE SOBRE-EXCAVACIÓN Son varios los manuales y guías de construcción de túneles (Método Austriaco y Noruego) que evalúan la sobre-excavación producida como el conjunto de distancias entre el contorno de diseño y el contorno real que se consigue mediante la excavación (Mahtab 1997; Yangkyun Kim 2015). Esta distancia resulta ser la media entre las distancias medidas en la sección inicial y final de cada avance de voladura, dichas secciones se pueden ver en la Figura 6. Figura 6. Secciones para la evaluación de la distancia de sobre-excavación (Kim 2009) Este resultado se obtiene a partir del análisis de perfiles topográficos mediante programas informáticos (CAD, Excel, etc.) como el que muestra la Figura 7, donde se analizan las distancias longitudinales que hay desde el perfil teórico (perfil de diseño) hasta el perfil real excavado a lo largo de todo el contorno de la sección del túnel.

17 11 Figura 7. Mapa topográfico sobre-excavación (Kim 2009) La máxima distancia permitida de sobre-excavación puede variar y depende de las leyes nacionales del país donde se realice la obra y de los acuerdos que se lleven a cabo en el contrato de la misma entre las diferentes partes. Este valor oscila normalmente entre 30 y 60 centímetros (Olsson 2010). En Noruega, país objeto de la obra que se analiza en este proyecto, la distancia de sobreexcavación depende del área teórica excavada y se determina según la siguiente expresión (ecuación 2). (Mahtab 1997; Olsson 2010) (2) Donde: : Sobre-excavación, expresada en metros : Área teórica excavada, expresada en metros cuadrados ÍNDICE DE CALIDAD DEL CONTORNO DEL TÚNEL Este índice, denominado TCI (Tunnel Contour Index), fue desarrollado por Yangkyun Kim y evalúa la geometría del contorno del túnel a partir de tres parámetros relacionados con la sobre-excavación, tres pesos, tres factores de corrección y un factor de ajuste. Tal y como se muestra en la ecuación 3.

18 12 3 Donde: : Constante de ajuste para cada tipo de túnel : Importancia de limpieza adicional : Factor de corrección por sobre-excavación : Media de las distancias de sobre-excavación en todos los avances, expresada en centímetros : Importancia del hormigón proyectado adicional : Factor de corrección por la longitud del contorno : Media de los ratios de contorno de todos los avances (relación entre la longitud del contorno de diseño y el excavado) : Importancia de la variación longitudinal : Variación de la sobre-excavación longitudinal en cada avance. Esta fórmula se puede aproximar de una manera bastante fiable para cada avance, despreciando el último término del denominador, como sigue (ecuación 4):, 4 A partir de esto, Kim (2015), establece que la sobre-excavación al realizar la obra de un túnel, mediante perforación y voladura, y la calidad del contorno de las secciones excavadas, dependen de los siguientes factores (Mckown, 1984): Precisión de la perforación Espaciado entre barrenos y esquema de carga de los mismos Disposición de la primera fila de barrenos Geología del terreno

19 13 La Figura 8 muestra de manera esquemática las diferentes situaciones que se pueden dar, con respecto a la sobre-excavación, en la construcción de un túnel (situaciones que el TCI tiene en cuenta para su evaluación). Figura 8. Diferentes situaciones del contorno de un túnel (Kim et. al 2015) Por otra parte, más adelante, se desarrolló otro índice de similares características que el TCI pero que además considera los costes de construcción derivados del exceso de sobreexcavación, se trata del TCIC (Kim et al 2015). El TCIC se basa en dos parámetros, dos pesos y una constante de ajuste. Los dos parámetros son definidos por tres elementos, la media de profundidad de sobreexcavación, el ratio de longitud del contorno y la diferencia longitudinal de sobreexcavación. Los dos pesos son constantes que representan el ratio del coste unitario entre dos grupos de operación, el primero formado por los costes de voladura, retirada de escombros y sostenimiento y el segundo formado por los costes del hormigón proyectado y la membrana impermeable. De esta manera, es posible determinar el volumen adicional de cemento y hormigón proyectado, así como la superficie de membrana impermeable necesarios para acondicionar la cara interior del túnel y poder estimar los costes extras debidos a la sobreexcavación producida. Cabe destacar que además se deben tener en cuenta los costes extras de operación debidos al incremento de escombros a retirar y tratar.

20 14 3. DESCRIPCIÓN DE LA OBRA El proyecto se ha llevado a cabo en la región de Bekkelaget situada en Oslo (Noruega), tal y como muestra la Figura 9. Figura 9. Mapa de situación de la obra La obra consiste en la ampliación de la planta de tratamiento de aguas residuales de Oslo, Noruega. La instalación está compuesta, como se puede ver en la Figura 10, por cinco cavernas (S2, S3, S4, S5 y S6), un acceso principal de unos 850 metros de longitud (S1) y otras instalaciones secundarias (S7, S8, S9 y S10).

21 15 Figura 10. Plano de la obra La obra se desarrolla principalmente en masa rocosa de calidad competente, compuesta por gneis con pequeñas intrusiones de tonalita y cuarcita, por lo que los trabajos de excavación se llevan a cabo mediante técnicas de perforación y voladura, con avances de unos 4,5 metros de media. El explosivo utilizado es generalmente emulsión y en algunos casos dinamita. Como se detallará posteriormente, cabe resaltar, que la excavación del túnel principal se pudo ver afectada en cierta medida por las obras de excavación de las cavernas (S3, S4, S5 y S6) y demás instalaciones que desembocan en esta galería principal. Como objeto de este trabajo, se han analizado los parámetros que afectan a la excavación de la galería principal y de las cavernas 7 (S5) y 8 (S6). En la Figura 11 se observa con más detalle las zonas que se han estudiado.

22 Figura 11. Zonas a estudiar (desde PK 321 hasta PK 777,8) 16

23 17 4. DESCRIPCIÓN DE LAS MEDIDAS Para llevar a cabo el estudio de la sobre-excavación producida al realizar la galería principal de la obra descrita anteriormente, se han analizado tanto aspectos sobre la geología del terreno donde se realiza la excavación como de los partes de voladura en cada avance. Todos estos datos se han recogido en una base de datos, donde posteriormente se ha procedido a su análisis. Hay que mencionar que tanto las variables geológicas como el diseño de voladura se estudian desde PKs más pequeños como se muestra en las Figuras 12 a 17, pero al comparar con las secciones del túnel se comienza en el PK 321 puesto que no hay datos disponibles de sección anteriores. 4.1 GEOLOGÍA A continuación se van a detallar todos los parámetros que se han medido en cada pase para caracterizar la condición geotécnica del terreno RQD El RQD (Rock Quality Designation) fue definido por Deere entre 1963 y 1967 y determina el porcentaje de testigos mayores de 10 centímetros de longitud que son extraídos en un sondeo en relación a la longitud total del sondeo, sin tener en cuenta las roturas provocadas por las operaciones llevadas a cabo para realizar la perforación. Existen tres procedimientos para calcular el RQD: Procedimiento 1: Se realiza sumando todas las medidas de los fragmentos de testigo mayores de 10 centímetros en un intervalo y se estima el porcentaje que representan estos fragmentos en función de la longitud total de sondeo, tal y como muestra la siguiente ecuación. Donde: % 100 (5) : Suma de la longitud de todos los fragmentos mayores de 10 cm : Longitud total del sondeo. En este procedimiento se deberán incluir los discos del núcleo ocasionados por rotura mecánica de la roca como parte del RQD.

24 18 Procedimiento 2: Se calcula el RQD en función del número de fisuras por metro lineal de sondeo, determinadas al hacer el levantamiento litológico en el área de estudio. Procedimiento 3: Se emplea cuando no se dispone de núcleos de perforación. Este es el procedimiento seguido en la obra objeto de estudio. De esta manera se puede estimar el RQD por la cantidad de fisuras obtenidas por unidad de volumen de acuerdo con la siguiente fórmula (ecuación 6). % 1153,3 (6) Donde: : Número total de fisuras por metro cúbico de roca. Cabe destacar que el término Jv se calcula sumando el número total de juntas que cortan de manera independiente a cada uno de los ejes en un cubo de roca de 1 metro de lado. Es decir si una junta corta a dos ejes, se contabilizará solo en uno de ellos. Por lo que Jv resulta ser la suma de las juntas contadas en cada uno de los ejes. Una vez estimado el RQD como porcentaje se puede establecer una clasificación de la roca en función de la calidad, tal como se muestra en la Tabla 2. Tabla 2. Clasificación de calidad en función de RQD RQD Calidad de la masa rocosa < 25 % Muy pobre % Pobre % Regular % Buena % Muy buena Se debe tener en cuenta que el empleo de este índice tiene limitaciones técnicas por lo que se debe utilizar con precaución; pues no sirve para suelos; es un método que inicialmente se desarrolló para rocas ígneas. Además no debe tenerse en cuenta en el caso

25 19 de roturas por desecación, retracción o tensiones longitudinales. Por otro lado, su valor depende mucho de la dirección en la que se realice el sondeo. En cuanto al caso que nos ocupa, se puede ver en la Figura 12 la evolución de este parámetro a medida que avanza la excavación en la galería principal del proyecto. En ella se representa el índice RQD en función del punto kilométrico en el que se encuentra. PK RQD ,4 48,35 69,1 86,5 106,1 125,9 147, ,4 221,4 247,8 272,1 296, ,2 373,2 386,1 405,5 428,2 452,1 481, ,7 572,8 599,9 622,3 654, ,7 761, ,7 840,6 Figura 12. Gráfica PK-RQD Aunque anteriormente hemos indicado que las zonas a estudiar empiezan en el PK 321 y finalizan en el PK 777,8, en la Figura 12 podemos ver que se disponen también de datos anteriores y posteriores a estos puntos para tener un espectro de muestras más amplio y poder conocer mejor el terreno. Se puede observar que según este parámetro, la roca se clasifica como buena o muy buena en todo el túnel. En casi toda la longitud del mismo el RQD se mantiene en 95 o 100%, tan solo en algunas secciones del inicio toma valores de 75 y 80%, los valores más bajos registrados. La gráfica muestra que el RQD es muy constante a lo largo de todo el túnel principal (S1) debido a la poca variabilidad en el tipo de roca (casi el 50% del túnel se compone del mismo tipo de roca), por lo que no se observan cambios significativos de esta magnitud. Se puede concluir por tanto que, según el RQD, la excavación se ha desarrollado a través de una masa rocosa bastante uniforme en todo el recorrido del túnel.

26 Jn Jn se define como el número de familias de juntas que encontramos en la masa rocosa. Se estudia la situación de la roca donde se trabaja y se le asigna un valor constante como muestra la Tabla 3 a continuación. Tabla 3. Clasificación Jn SITUACIÓN Roca masiva, sin o con pocas juntas dispersas 0,5 1,0 Una familia de juntas 2 Una familia de juntas y juntas dispersas 3 Dos familias de juntas 4 Dos familias de juntas y juntas dispersas 6 Tres familias de juntas 9 Tres familias de juntas y juntas dispersas 12 Cuatro o más y juntas dispersas juntas formando estructura "sugar 15 cube" Roca desintegrada, regolita 20 Nota: En boquillas se utiliza Jn=2 y en túneles Jn=3 En la Figura 13 se observa que para nuestro caso de estudio, el índice Jn varía entre los valores de 1 y 15 a lo largo del túnel. Sin embargo, en más del 80% de la longitud de la galería, este valor se mantiene entre 4 y 12 por lo que se puede concluir que en la mayoría del túnel existen dos o tres familias de juntas. Jn PK Jn Figura 13. Gráfica PK-Jn

27 Jr Este parámetro representa la rugosidad de las superficies de las discontinuidades. La Tabla 4 detalla las diferentes situaciones que se pueden dar y el valor que toma Jr en los distintos casos. Tabla 4. Clasificación Jr SITUACIÓN Con contacto entre roca y techo antes de 10cm de desplazamiento de cizalla Juntas discontinuas 4 Rugosas o irregulares, onduladas 3 Lisas onduladas 2 Espejo falla onduladas 1,5 Rugosas o irregulares, planas 1,5 Lisas planas 1 Espejo falla planas 0,5 Sin contacto de roca y techo durante cizallamiento Con relleno de arcilla que impide el contacto de roca 1 Notas: Añadir 1 si el espaciado medio de la junta es mayor a 3 metros. Jr=0,5 para juntas con espejos de falla con lineaciones siempre que estén orientadas favorablemente. La Figura 14, muestra la evolución de este parámetro en función del punto kilométrico del túnel en el que nos encontremos. Jr 4,5 4 3,5 3 2,5 2 1,5 1 0,5 0 PK Jr 27,4 43,3 59,6 77,3 90,2 106,1 121,6 139,2 157,7 167, ,5 211,2 231,8 253,5 272,1 292, , , ,7 452,1 476,7 496, ,6 551,7 568,8 591,3 610,4 631,8 654,9 682,9 715,3 751,6 765, ,8 827,3 Figura 14. Gráfica PK-Jr

28 22 Se observa que la variable Jr varía entre los valores de 1 y 3 en la mayoría del túnel, llegando solo a un valor de 4 en tres ocasiones puntuales, por lo que se puede decir que las juntas varían entre lisas planas y rugosas o irregulares onduladas en la gran mayoría de las secciones de la galería Ja La variable Ja mide la meteorización de las juntas. Las diferentes situaciones y los valores que puede tomar Ja se desglosan en la Tabla 5. Tabla 5. Clasificación Ja SITUACIÓN ɸf Ja approx. Contacto roca techo sin relleno mineral Junta curada, relleno duro, sin reblandecimiento, impermeable 0,75 Sin alteraciones en matriz de roca, sólo coloración superficial 25 35⁰ 1 Superficie ligeramente alterada. Sin cobertura mineral susceptibles de reblandecimiento: partículas de arena o roca sin arcilla, etc ⁰ 2 Con capa de limo o arena arcillosa, con baja proporción de arcilla, no susceptible a reblandecimiento Cubrimiento de arcilla reblandecida o de bajo ángulo de fricción. Caolín o mica. También clorita, polvo de yeso, grafito etc, y pequeña cantidad de arcilla expansiva 20 25⁰ ⁰ 4 Contacto roca techo antes de 10cm de desplazamiento de cizalla. Relleno mineral fino Partículas de arena, o de roca desintegrada sin arcilla, etc ⁰ 4 Relleno de arcilla altamente reconsolidada y no susceptible a 16 24⁰ 6 reblandecimiento, continuo pero <5mm de espesor Relleno de arcilla de baja o media reconsolidada y susceptible a reblandecimiento, continuo pero <5mm de espesor Relleno de arcilla expansiva, montmorilonita (continuo pero <5mm de espesor). Valor Ja depende en porcentaje de arcilla expansiva 12 16⁰ ⁰ 8 a 12 Sin contacto roca techo en cizallamiento. Relleno mineral grueso Zonas o bandas de roca desintegrada, muy consolidada 16 24⁰ 6 Zonas o bandas de arcilla, o roca desintegrada, medio a poco consolidada 12 16⁰ 8 Zonas o bandas de arcilla, o roca desintegrada. Arcillas expansivas. Ja depende en porcentaje de arcillas expansivas 6 12⁰ 8 a 12

29 23 Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla muy consolidada 16 24⁰ 10 Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla medio a poco consolidada 12 16⁰ 13 Zonas o bandas continuas y espesor de arcilla. Arcilla expansiva. Ja depende en porcentaje arcillas expansivas 6 12⁰ 13 a 20 Los datos recogidos en la Figura 15 muestran unos valores constantes entre 1 y 4 en casi todo el túnel, con algunos picos de valor 8 y 13 en secciones puntuales de la galería. Se puede deducir, por lo tanto, que las juntas no tienen alteraciones en su gran mayoría o están ligeramente alteradas con recubrimientos de arcilla fina. PK Ja Figura 15. Gráfica PK-Ja Jw Jw representa un factor de reducción por condición de agua en juntas. Los valores que puede tomar esta variable en función de las distintas situaciones que se pueden dar son los siguientes (Tabla 6).

30 24 Tabla 6. Clasificación Jw SITUACIÓN Jw Excavación seca o con infiltraciones menores. Húmedo o pocos goteos 1 Mediana infiltración, flujo ocasional en fisuras. Numerosos goteos o "lluvia" 0,66 Chorro o flujo de alta presión en fisuras en roca competente, fisuras sin relleno 0,5 Gran caudal de flujo o de alta presión y considerable lavado del relleno de fisuras 0,33 Excepcionalmente alto caudal o presión de agua, reduciendo con tiempo. Causa lavado de material y posible desprendimiento Excepcionalmente alto caudal o presión de agua continua y sin reducción notable Causa lavado de material y posible desprendimiento 0,2 0,1 0,1 0,05 Nota: Incrementar Jw si la roca es drenada. No se consideran los problemas causados por la formación de hielo. En el presente caso de estudio (Figura 16), este factor está en torno a 1 durante todo el túnel, aunque se pueden observar varios picos con un valor de 0,66 y tan solo en una sección este factor baja hasta un valor de 0,5. Esto indica que la excavación se ha realizado en una zona bastante seca, excepto en secciones puntuales en las que se observa alguna infiltración de agua con flujo ocasional. PK Jw 1,2 1 0,8 0,6 0,4 0, Figura 16. Gráfica PK-Jw

31 SRF Esta variable representa un factor de reducción del esfuerzo (Stress Reduction Factor) y se clasifica según la siguiente tabla (Tabla 7). Tabla 7. Clasificación SRF SITUACIÓN a) Zonas de debilidad en intersección de excavación que pueden causar debilitamiento del macizo de roca Múltiples zonas de debilidad con una zona reducida de arcilla o roca químicamente desintegrada. Roca suelta, o secciones amplias de roca incompetente (blanda) cualquier profundidad. Para deformación ver 6L y 6M. Múltiples "shear zones" en zona de roca competente sin arcilla, pero rodeada con roca suelta Única "shear zone" con o sin arcilla y con roca químicamente desintegrada (profundidad 50m) Roca suelta, juntas abiertas, muy fracturada o estilo "sugar cube", etc. (cualquier 5 profundidad) Única "shear zone" con o sin arcilla y con roca químicamente desintegrada 2,5 (profundidad 50m) Nota: Reducir estos factores 25 50% si afectan al plano de excavación b) Problemas de tensiones en roca competente, masiva σ c /σ 1 σ θ /σ c SRF Bajo tensión, próximo a la superficie, juntas abiertas >200 <0,01 2,5 Tensión media, condición de tensión favorable ,01 0,3 1 Alta tensión, juntas cerradas. Situación de estabilidad favorable. Puede ser desfavorable dependiendo en orientación estreses, relativo a juntas y planos de debilidad SRF 10 7,5 10 a 5 0,3 0,4 0, * 5 Moderada caída de rocas y/o desprendimientos en > 1hr en roca masiva Caída de rocas y desprendimiento del frente en pocos minutos en roca masiva Desprendimiento mayor en frente y rápida deformación en roca masiva 5 a 3 0,5 0,66 5 a 50 3 a 2 0, <2 > Notas: Para campo tensional muy anisotrópico (si está medido) cuando 5 σ1/σ3 10, reducir σc a 0.75σc, cuando σ1/σ3 > 10, reducir a 0,5σc, donde σc resistencia a la compresión uniaxial, y σ1 y σ3 son las tensiones principales mayor y menor y σθ la máximo tensión tangencial. Cuando la profundidad hasta la bóveda es menor que el diámetro, se sugiere un incremento del SRF entre 2.5 y 5 para esos casos c) Deformación plástica de roca incompetente sometida a alta presión σ θ /σ c SRF Deformación plástica moderada 1 a 5 5 a 10

32 26 Deformación plástica severa >5 10 a 20 d) Roca deformable, deformación química en presencia de agua Presión deformante suave 5 a 10 Presión deformable severa 10 a 15 En nuestro caso, este factor tiene el valor de 1 para todo el túnel, por lo que se considera que toda la galería en su totalidad tiene una condición de tensión favorable (tensión media) Q El índice Q de Barton se utiliza para poder clasificar cada tipo de roca en función de su calidad y se compone a partir de todos los parámetros descritos anteriormente, según la ecuación 7. (7) Donde, el primer cociente ( ) representa el tamaño de los bloques, el segundo término ( ) corresponde a la resistencia al corte de los bloques y el último, ( ) está relacionado con el estado tensional del macizo rocoso. La Figura 17 muestra la evolución de este parámetro a lo largo de toda la galería. PK Q Figura 17. Gráfica PK-Q

33 27 Se puede observar que este valor se mantiene por debajo de 100 en todo el túnel excepto en dos ocasiones puntuales que llega incluso a marcar un valor de 400. Para visualizar mejor cómo evoluciona en el entorno de los 100 puntos reduciremos la escala, como se muestra en la Figura 18. PK Q Figura 18. Gráfica PK-Q ampliada En la Figura 18 se puede ver que predominan valores hasta 30, salvo en algunas ocasiones que llega incluso a superar el valor de 50. A partir de los valores de Q, Barton et al. (1995) estableció un sistema para determinar la calidad de la roca. Este sistema ofrece información sobre el uso de la mina o excavación (parámetro ESR) y la longitud de pernos adecuada a utilizar. La Figura 19 muestra las denominaciones de esta clasificación en función del valor de Q establecido para cada sección.

34 28 Figura 19. Clasificación de la roca en función de Q En nuestro caso, se ha podido clasificar la roca como pobre (D), media (C), buena (B) y muy buena (A). Teniendo el 50% de las secciones catalogadas como roca buena, el 31% como roca media, el 11% corresponde a roca de calidad pobre y tan solo el 8% de un total de 166 pegas hace referencia a una calidad de la roca muy buena. (Figura 20) Calidad de la roca 11% 8% 31% 50% Clase A (muy buena) Clase B (buena) Clase C (media) Clase D (pobre) Figura 20. Clasificación de la calidad de la roca

35 OTROS PARÁMETROS También se han analizado otras variables relacionadas con la geología del terreno donde se ha excavado la galería como son: Litología de cada sección; se trata de gneis bandeado en casi la totalidad del túnel. Medidas de refuerzo y soporte, donde; se especifica la clase de gunita y el espesor de la misma que se emplea (varia de 8 a 12 cm), así como el tipo, longitud, diámetro y número de bulones utilizados en cada sección (se emplean bulones de 3 y 4 metros de longitud, con 20 mm de diámetro). No se emplean arcos armados en ningún punto de la obra. Discontinuidades, se estudian las discontinuidades en cada sección en torno a las familias de juntas que allí se encuentren. La Figura 21 muestra un ejemplo de este tipo de esquemas. Figura 21. Esquema de orientación de las juntas

36 PARTES DE VOLADURA En cuanto a los partes de voladura de cada sección excavada, se han tenido en cuenta y registrado diferentes parámetros que se detallan a continuación CONSUMO ESPECÍFICO 7,6 7,2 6,8 6,4 5,6 6 5,2 4,8 4,4 3,6 4 3,2 2,8 2,4 1,6 2 1,2 0,8 0,4 0 Se define como consumo específico al cociente entre los kilogramos de explosivo utilizado y el volumen (m 3 ) de roca movido en cada voladura. En la Figura 22 se puede ver como evoluciona este parámetro a lo largo de todo el túnel, donde se observa una ligera tendencia ascendente a medida que se avanza por las secciones del túnel, con valores entre 2,4 y 3,2 kg/m 3 de consumo específico, tan solo al final se observan dos picos muy pronunciados que alcanzan valores en torno a 7 kg/m 3. PK Consumo específico 27,4 48,35 69,1 86, ,3 125,6 147, , ,3 242,2 267,4 300,4 323, ,5 379, , , ,1 822,2 810 Figura 22. Gráfica PK-Consumo específico

37 VIBRACIONES Hay dos tipos de limitaciones en cuanto a las vibraciones producidas al realizar las voladuras en la excavación del túnel. En algunas zonas este valor se limita a 45 mm/s y en otras a 20 mm/s. La Figura 23 muestra cómo evolucionan las vibraciones registradas a lo largo de galería. PK Vibraciones ,4 48,35 69,1 86, ,3 125, , ,3 242, ,1 328,3 351,8 370,5 379, ,6 776,4 795,1 817,1 840,6 Figura 23. Gráfica PK-Vibraciones Se observa que las vibraciones cumplen con las restricciones en casi toda la obra, excepto en una zona central del túnel donde estos parámetros exceden por mucho estos valores, llegando a alcanzar vibraciones registradas de 260 mm/s aunque cabe mencionar que no se sabe exactamente la posición de los sensores por lo que se desconoce su distancia a la voladura OTROS PARÁMETROS Además, en los partes de voladura registrados, se han considerado otras variables como son: Sección a excavar; se considera una sección nominal de 60 m 2 en casi todo el túnel. Longitud de barreno; suele estar, salvo excepciones, en torno a los 5,5 metros.

38 32 Volumen de roca; en cada avance se registra el volumen de roca volada. Este valor está alrededor de 300 m 3 en cada voladura. Tipo de explosivo; se utiliza emulsión en todo el túnel salvo en la zona inicial que se emplea dinamita. Masa de explosivo; en el inicio de la galería se emplea una masa de unos 400 kg de explosivo por voladura pero una vez se han superado los primeros 100 metros, se utilizan en torno a 800 kg de explosivo en cada avance. En la Figura 24 se puede ver la evolución de la masa de explosivo empleada a lo largo del túnel. PK Kg de explosivo ,4 52,6 77, ,7 143, , ,4 253,5 267,4 282,8 304, , ,3 379, ,8 591, , , ,7 832 Figura 24. Gráfica PK-Kg de explosivo Utilización de multiplicadores de pentolita (booster); como carga de fondo en toda la obra. Número y tipo de detonadores; la obra se lleva a cabo con detonadores no eléctricos y se emplea un detonador por barreno. Número y diámetro de barrenos; se realizan alrededor de 130 barrenos por voladura de un diámetro de 48 mm en la gran mayoría del túnel.

39 33 5. CÁLCULO DE LA SOBRE-EXCAVACIÓN Como ya se mencionó en el apartado 1, el objeto de este proyecto es el análisis de la sobre-excavación producida y la evolución de esta variable en función de los parámetros descritos en el capítulo 4 de este documento. Se ha calculado la sobre-excavación como la diferencia entre la sección de diseño del túnel y la sección excavada realmente. Determinando dicha diferencia se puede determinar la sección de roca excavada que excede del diseño, factor muy importante que afecta directamente al coste de la obra y a la seguridad e integridad de la misma. Para ello, se han utilizado escáneres de la sección excavada, realizados cada 20 cm de profundidad a lo largo del túnel. Dado que se conocen las coordenadas de cada perfil escaneado y del perfil teórico de cada sección, se ha podido calcular, a través de un algoritmo programado en el programa Matlab, la sobre-excavación producida en un total de 2041 secciones correspondientes a un rango de puntos kilométricos (PK), desde el 321 hasta el 777,8 (Figura 11). Previamente se han descartado las secciones defectuosas por tener magnitudes sin ningún sentido físico para el cálculo, las cuales hacen un total de 28 perfiles descartados. El valor de área excavada por perfil se ha obtenido por medio de la función de poliárea en Matlab, que calcula el área de un polígono cerrado por una serie de puntos. La diferencia entre el área excavada y el área teórica dará el área sobre-excavada respecto del área teórica. Dado que el escáner de la sección excavada no tiene en cuenta la parte inferior, para obtener dicho polígono cerrado, se ha hecho coincidir el origen de la parte inferior de la sección teórica con la excavada con el fin de poder hacer una correcta comparación entre las dos secciones. Esta corrección se puede llevar a cabo ya que, el área sobre-excavada resultante se expresa en forma de porcentaje respecto del área teórica de cada sección tal y como muestra la ecuación 8. Donde: % Á 100 (8) : Área total excavada, expresada en metros cuadrados : Área teórica de la sección, expresada en metros cuadrados.

40 34 La ecuación 8 se ha aplicado a los diferentes perfiles digitalizados que forman el túnel. En las figuras (Figura 25, Figura 26 y Figura 27 ) se pueden ver la totalidad de dichos perfiles desde diferentes ángulos representados con Matlab a lo largo de toda la galería. Se observa que hacia la parte final los perfiles excavados van descendiendo de cota para luego aumentar bruscamente. La comparación de todos estos perfiles con el perfil teórico se ha llevado a cabo al añadir la cota (coordenada Y) de cada sección excavada al perfil teórico correspondiente. A modo de simplificación, los dos tramos de secciones analizados, según se indica en la Figura 11 (del PK 321 al 519 y del 559 al 777,8), se han representado uno a continuación del otro. Figura 25. Conjunto de perfiles del túnel. Angulo intermedio

41 35 Figura 26. Conjunto de perfiles del túnel. Alzado Figura 27. Conjunto de perfiles del túnel. Perfil derecho

42 36 Los valores de sobre-excavación calculados en el rango de puntos kilométricos mencionados anteriormente van desde el 14,68 % hasta el 77,11 % del área teórica. El mínimo de porcentaje de sobre-excavación se alcanza en el punto kilométrico 486,8 y el máximo en el 777,8, cabe destacar que este parámetro aumenta de manera excesiva al final de las secciones evaluadas (en torno al 70 %) debido al comienzo de la curva, por lo que estas magnitudes no se tendrán en cuenta en cálculos posteriores. La sección excavada media de todas las secciones es de 27,97 % con una desviación típica de 7,42. En la Figura 28 se representan los valores de sobre-excavación obtenidos a lo largo del túnel. PK Sobre excavación ,2 341,2 351,2 361,4 371,4 384,2 394,2 404,2 414,2 424,2 434, ,2 506,2 516,2 559,2 569,2 579, ,8 637,8 647,8 660,4 669,2 678,8 688,8 701,8 711,8 721,8 731,8 742,6 754,8 764,8 774,8 Figura 28. Gráfica PK Sobre-excavación Con el objetivo de comparar los datos de área excavada con los parámetros de caracterización de la roca y voladura para cada pase, se ha calculado la sobre-excavación media de cada avance. Para ello, se ha calculado el valor promedio de las sobreexcavaciones obtenidas entre avances, ya que los datos de sobre-excavación son cada 20 cm y los de avance cada varios metros. Los avances de cada voladura se han obtenido según el punto kilométrico con el que se nombran los partes de voladura y de geología, cuyos valores están localizados topográficamente. Según estos partes, cada pase tiene un avance medio de 4,6 m, por lo que se ha optado por considerar válidos los avances hasta un metro por encima de dicho valor promedio, es decir, para los avances superiores a 5,6 m se han considerado solo las

43 37 secciones correspondientes a los 4,6 primeros metros, descartando las demás secciones por considerar, ya que el exceso de avance se debe a una ausencia de datos en ese intervalo de puntos kilométricos. Con todo esto, se han representado en un gráfico los valores promedio de sobreexcavación en cada uno de los avances analizados. Este resultado se puede ver en la Figura 29. PK Sobre excavación media (%) ,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756,6 771 Figura 29. Gráfica PK Sobre-excavación media de cada avance A partir de estos resultados se tiene una sobre-excavación máxima de 48,14 % correspondiente al avance del punto kilométrico 771 y un valor mínimo de 17,19 % en el punto 481,3. El valor medio de sobre-excavación de todos los avances se sitúa en 27,01 % con una desviación típica de 6,39. Es importante destacar que los principales picos de sobre-excavación de la Figura 29 observados en la parte inicial de la galería, se corresponden aproximadamente con los puntos kilométricos 360, 415 y 445 del túnel, los cuales están situados en las entradas E4, Biohall 5 y Biohall 6 respectivamente, como se puede observar en el plano del túnel (Figura 10). Se sabe, por los partes de voladura que estas entradas se realizaron más o menos en las mismas fechas que las voladuras de avance correspondientes a estos puntos kilométricos, por lo que esto podría dar una explicación a que en esas zonas se den los valores más altos de sobre-excavación de todo el túnel. En el caso del punto 559,8, el pico representado se puede relacionar con el exceso de sección como resultado del final de la primera curva.

44 38 6. RESULTADOS Y ANÁLISIS A continuación se muestran los resultados obtenidos al comparar la sobre-excavación calculada con los siguientes parámetros a lo largo del túnel. 6.1 Q DE BARTON Se ha realizado un análisis comparativo para ver como varía la sobre-excavación en función de la Q de Barton del terreno, es decir, en función de cambios geomecánicos en la roca. En la Figura 30, se muestra la variación del parámetro Q a lo largo del túnel en comparación con la sobre-excavación obtenida en cada pase de voladura. SE PK Sobre excavación(%) Q 323,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756,6 771 Q Sobre excavación Q Figura 30. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Q Observando esta gráfica (Figura 30) se pueden apreciar zonas de bajos valores del parámetro Q de Barton (peor calidad de la roca) con secciones de alta sobre-excavación y al contrario, los valores más bajos de sobre-excavación se dan en los puntos en los que hay un Q más elevado (buena calidad de la roca). Precisamente en los picos de sobreexcavación mencionados al final del capítulo anterior se dan los valores de Q más bajos, apenas ascienden a un valor de 5. Se observa también un pico importante en la Q en torno al punto kilométrico 378. Es en ese punto donde se encuentra la mayor calidad de la roca de todas las muestras del túnel alcanzando un valor de 50 y se corresponde con los valores de sobre-excavación más bajos, en torno al 20 % del área teórica total. Los resultados obtenidos hacen indicar una posible correlación entre la calidad de la roca y la sobre-excavación generada.

45 GUNITADO Y BULONES En primer lugar se ha comparado la sobre-excavación producida a lo largo del túnel con el espesor de gunita que se ha utilizado para cada sección (Figura 31). SE PK Sobre excavación (%) Gunita Espesor de gunita ,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756, Sobre excavación Gunita (cm) Figura 31. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Gunita Se observa una cierta correlación entre el gunitado empleado y la sobre-excavación producida ya que en la Figura 31 se puede ver que uno de los valores más altos de espesor de gunita, unos 12 cm, se da en uno de los puntos donde mayor sobre-excavación se produce a lo largo del túnel (alrededor de 36%), correspondiente al punto kilométrico 442. También en la parte final del túnel se observa como la gráfica de espesor de gunita vuelve a tomar valores altos correspondiendo a una subida en la curva que representa la sobre-excavación. No obstante, el valor predominante de espesor de gunita es de 8 cm y se da en más del 90% de las secciones. Por otra parte se ha comparado el número de bulones empleados para el sostenimiento de las paredes del túnel con la sobre-excavación producida, como se observa en la Figura 32.

46 40 SE PK Sobre excavación (%) Bulones Número de bulones ,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756, Sobre excavación Bulones Figura 32. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Bulones A pesar de los pocos datos recogidos sobre el número de bulones empleados en cada pase de voladura, se puede ver cierta tendencia de esta curva de seguir a la curva de variación de sobre-excavación en la parte inicial, es decir hasta el punto kilométrico 455 aproximadamente. A partir de aquí no se observa una correlación clara entre ambas curvas. En casi todas las secciones se emplea un número de bulones de entre 7 y 18, habiendo solo dos secciones donde se usan más de 20 bulones (466 y 620).

47 VIBRACIONES Otra variable importante en el análisis de las voladuras son las vibraciones producidas por la detonación del explosivo. Este parámetro se ha analizado y comparado, también, con respecto a la sobre-excavación producida. En la Figura 33 se representan las vibraciones, expresadas en milímetros por segundo, producidas a lo largo del túnel junto con las medidas de sobre-excavación. SE PK Sobre excavación(%) Vibraciones Vibraciones ,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756, Sobre excavación Vibraciones Figura 33. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación - Vibraciones Se puede observar que las medidas más altas de sobre-excavación no se corresponden exactamente con los picos de vibraciones por lo que no se puede asegurar que haya una relación directa entre estos dos parámetros. La medida más alta de vibraciones se da en el punto kilométrico 370,5 y alcanza un valor de 260 mm/s. Esta medida aparece justo después de la entrada E4 donde se obtiene uno de los valores más altos de sobreexcavación pero como se puede observar en el gráfico no llegan a coincidir las dos curvas en ese punto. Por otra parte, comparando las vibraciones de la roca con el consumo específico, como muestra la Figura 34, se puede ver que las vibraciones alcanzan los valores más altos en la zona inicial del túnel donde el consumo específico es un poco más pequeño y que hacia el final del túnel aumenta ligeramente el valor del consumo y las vibraciones en este caso toman los valores más pequeños. El hecho de no disponer de datos de distancia de los

48 42 sensores a las voladuras impide analizar en más detalle los valores de vibraciones resultantes que probablemente vendrán determinados por este parámetro. Consumo específico 4 3,5 3 2,5 2 1,5 1 0,5 PK Consumo específico Vibraciones Vibraciones (mm/s) ,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756, Carga específica Vibraciones Figura 34. Gráfico comparativo PK Consumo específico - Vibraciones 6.4 CALIDAD DE LA ROCA Se ha clasificado cada sección en función del valor de la Q de Barton, asignándole una categoría dependiendo de la calidad de la roca tal y como muestra la siguiente tabla (Tabla 8). Se dispone de 40 secciones con una clasificación buena, 23 secciones de una categoría media, 9 clasificadas como pobres y tan solo 4 secciones de la categoría muy buena. Tabla 8: Clasificación del tipo de roca por categorías Q Tipo de roca Categoría 1-4 D 4 (pobre) 4-10 C 3 (media) B 2 (buena) A 1 (muy buena)

49 43 Se ha realizado una evaluación de la sobre-excavación que se obtiene para cada una de estas categorías resultando que los valores de sobre-excavación son ligeramente superiores cuando se tiene una calidad de la roca pobre (categoría 4). Este resultado se muestra en un gráfico de barras representado en la Figura Calidad de la roca sobre excavación (%) ,7 26,2 23,9 30, Figura 35. Gráfico de barras Calidad de la roca Sobre-excavación Se puede ver que hay una ligera caída en los valores de sobre-excavación desde la categoría 1 (roca muy buena) hasta la categoría 3 que marca el mínimo con un 23,9 % y después un fuerte crecimiento en la categoría 4 (roca pobre) que marca el valor promedio máximo con un 30,4 %. Estos resultados indican que además de la calidad de la roca hay otros factores detrás de la sobre-excavación resultante.

50 SE CONSUMO ESPECÍFICO Por otra parte, se ha comparado la sobre-excavación con el consumo específico de explosivo en cada voladura expresado en kilogramos de explosivo por metro cúbico de roca. En este caso se ha podido observar una relación entre los dos parámetros puesto que, como se muestra en la Figura 36, se ve una cierta tendencia creciente de las dos curvas en paralelo hacia la zona final de la galería, alcanzándose en esa zona un valor máximo de 3,6 kg/m 3. PK Sobre excavación(%) Consumo específico Consumo específico 323,6 339,1 351,8 365,3 376, ,3 408,3 417, ,2 486, , , , , ,2 756, ,5 3 2,5 2 1,5 1 0,5 0 Sobre excavación Carga específica Figura 36. Gráfico comparativo PK Sobre-excavación Consumo específico Si bien, cabe destacar que particularmente no se observa ningún comportamiento singular en la curva de consumo específico en los puntos donde la sobre-excavación es máxima, sino que esta permanece de manera bastante constante en torno a los 2,8 kg/m 3 con cierta tendencia ascendente, como ya se ha mencionado anteriormente. En cuanto al consumo específico, también se ha analizado como varía en función de la calidad de la roca observándose que este consumo disminuye muy ligeramente en las secciones categorizadas con peor calidad de roca, como muestra la Figura 37.

51 45 Tipo de roca Consumo específico 2,9 2,8 2,84 2, Figura 37. Gráfico de barras. Tipo de roca Consumo específico Esta variable toma un valor de 2,9 kg/m 3 en secciones con calidad de roca muy buena y baja a 2,7 kg/m 3 en rocas pobres. 6.6 AVANCE Por último, se ha analizado también como se realiza el avance en función de la clasificación de la roca en cuanto a su calidad. La Figura 38 muestra un gráfico comparativo entre tipo de roca y magnitud promedio de todos los avances en las secciones que pertenecen a esa clasificación. 4,7 4,6 4,5 4,4 4,3 4,2 4,1 Tipo de roca Avance Figura 38. Gráfico de barras Tipo de roca Avance