Figura 1. Sistema de drenes cerrados en un terreno de espesor indefinido
Sea un sistema de drenes cerrados, construido en terreno de espesor indefinido, espaciados una distancia D uno de otro, tal y como se puede observar en la Figura 1. El problema habitual consiste en determinar la profundidad seca que queda dado un espaciamiento entre los drenes, suponiendo que existe una alimentación vertical de caudal q constante por unidad de superficie.
CASHMAN, P.M.; PREENE, M. (2012). Groundwater Lowering in Construction: A Practical Guide to Dewatering, 2nd edition. CRC Press, Boca Raton, 645 pp.
INSTITUTO GEOLÓGICO Y MINERO DE ESPAÑA (1987). Manual de ingeniería de taludes. Serie: Guías y Manuales, nº 3, Ministerio de Educación y Ciencia, Madrid, 456 pp.
POWERS, J.P.; CORWIN, A.B.; SCHMALL, P.C.; KAECK, W.E. (2007). Construction dewatering and groundwater control: New methods and aplications. Third Edition, John Wiley & Sons.
PREENE, M.; ROBERTS, T.O.L.; POWRIE, W. (2016). Groundwater Control – Design and Practice, 2nd Edition. Construction Industry Research and Information Association, CIRIA Report C750, London.
TOMLINSON, M.J. (1982). Diseño y construcción de cimientos. URMO, S.A. de Ediciones, Bilbao, 825 pp.
Figura 1. Operaciones básicas integrantes del ciclo de excavación de túneles con explosivos
A pesar del avance tecnológico, la técnica de perforación y voladura sigue siendo popular en la excavación de túneles debido a sus ventajas. A diferencia de la excavación mecánica, la técnica de explosivos es versátil, trabajando con varios tipos de roca y secciones de obra. Además, se adapta a otros trabajos, es fácilmente transportable y la inversión inicial es reducida. Se trata de un método de frente abierto, que consiste básicamente en la realización de unos taladros que posteriormente se cargan con explosivos y se detonan. Los gases de la explosión penetran en las fracturas y desmenuzan la roca.
La técnica de arranque con explosivos se utiliza en rocas de alta resistencia con una velocidad sísmica del orden de 2000 a 2500 m/s, dependiendo de las condiciones del terreno o de la abrasividad de las rocas. Es aplicable a rocas con una resistencia a la compresión de 80 MPa o superior, incluso las más duras, lo que la hace más eficiente que la excavación mecánica. En estos casos, la excavación mecánica puede resultar antieconómica debido a la pérdida de rendimiento y el consumo de elementos de desgaste. Además, la técnica de perforación y voladura es más flexible y puede adaptarse a cambios litológicos o trastornos tectónicos en el terreno.
La técnica de excavación con explosivos consiste en realizar taladros en el frente de excavación, cargarlos con explosivos y detonarlos. Para perforar se emplean equipos como “jumbos” o carros perforadores. Uno de los principales objetivos de una buena voladura es evitar el deterioro excesivo de la roca circundante a la excavación, ya que una voladura inadecuada puede provocar sobreexcavaciones y caídas de bloques que generan problemas de estabilidad adicionales. Por lo tanto, es necesario efectuar voladuras controladas y técnicas como el precorte o las voladuras suaves para minimizar el daño estructural al terreno. En la Figura 1 se muestran las operaciones básicas que componen el ciclo de excavación de túneles con explosivos.
Los taladros se ajustan a una longitud de avance de entre 1 y 4 metros, según la resistencia de la roca. Aunque hay diferentes disposiciones de taladros, todas ellas deben atenuar el confinamiento generado por la onda expansiva, ya que solo hay una cara de salida disponible.
Figura 2. Zonas de una voladura en un túnel
La técnica de voladura en el frente de ataque consiste en una explosión controlada que se lleva a cabo mediante una secuencia. Se utilizan detonadores de retardo de milisegundos para activar las diferentes áreas de la carga en momentos distintos. Es necesario que en un principio se cree un hueco libre con los barrenos de cuele y contra-cuele, hacia el cual romperán las cargas restantes de la sección. Luego, se vuela la destroza y se da forma a la sección del túnel con los barrenos del piso (zapateras) y los barrenos de recorte o contorno.
La excavación de túneles puede llevarse a cabo en secciones completas o, si son demasiado grandes, por fases, empleando galerías de avance, destrozas laterales y/o banqueo del suelo. Los jumbos modernos presentan una ventaja significativa en comparación con los topos y minadores. A diferencia de los topos que solo pueden excavar secciones circulares y de los minadores que tienen una capacidad de cobertura limitada, los jumbos actuales pueden utilizarse para trabajos de perforación para el sostenimiento y tienen una gran movilidad que les permite desplazarse fácilmente de un frente a otro.
En términos de inversión, los equipos de perforación tienen un costo inferior en comparación con los minadores o topos para una misma sección de excavación. Por lo tanto, en obras lineales de reducida longitud, es el sistema más recomendable para su amortización e incluso se puede destinar a la ejecución de otras obras distintas.
Sin embargo, el arranque con explosivos presenta algunos inconvenientes en comparación con la excavación mecánica. Por ejemplo, los perfiles de excavación pueden ser más irregulares y la alteración del macizo rocoso remanente puede ser intensa si las voladuras no se disparan empleando técnicas de contorno en el perímetro. Ambos aspectos pueden aumentar los costos del sostenimiento y, sobre todo, del revestimiento mediante hormigonado.
Además, si se realizan perforaciones con explosivos en zonas urbanas, las vibraciones generadas por las voladuras pueden ser un factor limitante. Es necesario proteger la integridad de las edificaciones y otras estructuras subterráneas y evitar las molestias a las personas.
Ciclo básico de perforación y voladura
En primer lugar, es importante tener en cuenta que la excavación de túneles en roca usando la perforación y los explosivos es una operación cíclica y no continua.
El ciclo básico de excavación mediante perforación y voladura consta de las siguientes operaciones. Si solo se excava la parte superior y un banco en lugar de todo el frente, se tendrá un ciclo doble más complejo:
Perforación de barrenos en el frente a un patrón y profundidad adecuados.
Retirar el equipo perforador.
Carga del explosivo y retirada del personal.
Detonado de las cargas.
Evacuación de humos y ventilación.
Saneo de los hastiales y bóveda y bulonado.
Carga y transporte del escombro.
Labores de sostenimiento y gunitado.
Replanteo de la nueva voladura.
El tiempo que se tarda en completar un ciclo de excavación para un túnel con sección completa o de calota, en caso de que el avance se realice en varias fases, suele ser de uno a dos turnos, según la sección y el tipo de sostenimiento requerido. La distribución de tiempos suele seguir la tabla que se presenta a continuación:
Perforación de barrenos
10 – 30%
Carga del explosivo
5 – 15%
Voladura y ventilación
5 – 10%
Saneo y desescombro
15 – 35%
Sostenimiento
65 – 10%
En la tabla se puede observar que el tiempo destinado al sostenimiento en la sección de avance puede llegar a superar el 50% de la duración total del ciclo en los casos más desfavorables. Por otro lado, en la sección de destroza, estos tiempos suelen ser generalmente del orden de la mitad e incluso inferiores.
En general, se recomienda utilizar una tuneladora (TBM) para excavar túneles de más de 4,5 km de longitud y la técnica de perforación y voladura para túneles de menos de 1,5 km (ver Figura 3). Sin embargo, es importante tener en cuenta que esta es una guía general y que cada proyecto debe ser evaluado en función de factores específicos que puedan influir en la elección del método de excavación. Por ejemplo, puede haber casos en los que un túnel de 5 km se excave mediante la técnica de perforación y voladura en lugar de un TBM, o viceversa, en función de factores como la geología, la geometría, el impacto ambiental y los plazos de ejecución. Para los túneles cuya longitud está comprendida entre los 1,5 km y los 4,5 km, los costos de ejecución pueden ser similares, pero se deben tener en cuenta otros factores para tomar una decisión informada sobre el método de excavación más adecuado.
Figura 3. Coste según longitud del túnel excavado para los métodos con TBM y perforación y voladura. https://bestsupportunderground.com/tbm-perforacion-voladura/
Referencias:
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Los sistemas de clasificación del macizo rocoso se basan fundamentalmente en un enfoque empírico y se desarrollaron como una herramienta de diseño sistemática en la ingeniería civil y minera. Tratan de ordenar y sistematizar los procedimientos de las investigaciones en campo. La mayoría de estos sistemas clasifican las condiciones geomecánicas en varios grupos diferentes que representan diferentes capacidades portantes de la roca. Sin embargo, no deberían ser utilizadas como sustitutos de los estudios analíticos, las observaciones y mediciones en campo o aportaciones de expertos, sino en conjunción con otras técnicas. La clasificación Q de Barton es una de las clasificaciones geomecánicas más empleadas en los macizos rocosos, junto con la clasificación RMR de Bieniawski.
La clasificación Q fue desarrollada por Barton, Lien y Lunde en 1974 a partir de un estudio empírico de un gran número de túneles. Esta clasificación permite estimar parámetros geotécnicos del macizo y diseñar sostenimientos para túneles y cavernas subterráneas. El índice Q se basa en seis parámetros que indican el tamaño de los bloques, la resistencia a corte entre los bloques y la influencia del estado tensional:
Donde:
RQD Índice de calidad de la roca (Rock Quality Designation)
Jn Índice de diaclasado, que indica el grado de fracturación del macizo rocoso
Ja Índice que indica la alteración de las discontinuidades
Jw Coeficiente reductor por la presencia de agua
SRF Coeficiente que tiene en cuenta la influencia del estado tensional del macizo rocoso (Stress Reduction Factor)
El índice Q varía entre 0,001 y 1.000, correspondiendo los valores bajos a rocas malas y los altos a las rocas buenas.
Una de las aplicaciones que tiene este índice es que permite establecer qué tipo de sostenimiento debería tener un túnel excavado en un macizo rocoso. A continuación os dejo un problema resuelto que, espero, os sea de interés. Un problema similar lo resolvimos en un artículo anterior, en particular el que calculaba la longitud de avance sin sostenimiento de un túnel.
BARTON, N.; LIEN, R.; LUNDE, J. (1974). Engineering classification of rock masses for the design of tunnel support. Rock Mechanics, Springer Verlag, vol. 6, pp. 189-236.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
GRIMSTAD, E.; BARTON, N. (1993). Updating the Q-Sytem for NMT. Proceedings of the International Symposium on Sprayed Concrete – Modern Use of Wet Mix Sprayed Concrete for Underground Support. Fagemes, Norway. Ed. Kompen, Opsahi and Berg. Norwegian Concrete Association. Oslo.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Para definir el tamaño de galería máximo que sea estable frente a las roturas en masa o roturas completas se pueden emplear métodos empíricos, el método de las curvas de confinamiento convergencia y el método de cálculo numérico con programas informáticos (por ejemplo, Plaxis o Abaqus, entre otros). Sin embargo, antes de empezar a calcular, sería interesante estimar el tamaño de galería estable frente al sostenimiento (Gallo et al., 2016).
A continuación os paso un problema resuelto que utiliza el índice Q de Barton y relación con el RMR (Rock Mass Rating) para estimar la longitud de pase (longitud de avance sin sostenimiento). Además, os explico cómo estimar la carga de roca o presión sobre el sostenimiento y cómo se puede predimensionar el tipo de excavación y sostenimiento a realizar. Espero que os sea de utilidad.
BIENIAWSKI, Z. T. (1989). Engineering rock mass classifications: a complete manual for engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering. Wiley-Interscience, pp. 40–47.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
Figura 1. Cabeza de una microtuneladora. https://sinducor.es/productos/marca/microtuneladoras-2/
Las máquinas de excavación mecánica de túneles, como por ejemplo las microtuneladoras, utilizan cabezales equipados con útiles de corte como rascadores, picas y discos de corte. Para conocer el rendimiento del corte en la excavación mecánica de un túnel necesitamos conocer la penetración específica (cociente entre la penetración y el empuje). De esta forma, el desgaste de un cortador se mide como el recorrido, en km, de un disco cortador o el consumo de discos cortadores por m3 de material excavado.
Javier Gallo propuso en su tesis doctoral (Gallo, 2011) un modelo empírico que estima la fuerza de arranque en este tipo de excavación. La ventaja de su propuesta es que es aplicable a todo tipo de útil en la excavación, tanto en suelos como en rocas. Permite obtener la fuerza normal a aplicar sobre el útil para romper un fragmento, denominado penetración, y que coincide con el avance la máquina por revolución del cabezal. La ecuación se ha obtenido empíricamente para túneles excavados en diámetros entre 2 y 2,5 m, con útiles de corte tipo disco de diámetros 280 mm y 305 mm, y rascadores de 60 mm de ancho. La ventaja es que no es necesario conocer el área de contacto entre el útil y el terreno. El método se ajusta a una ecuación que el autor denomina función T:
Donde
F Fuerza (kN)
P Penetración (mm)
RC Resistencia a compresión (MPa)
RT Resistencia a tracción (MPa)
De esta forma, conocida la resistencia a tracción y compresión del macizo rocoso y la penetración que se pretende realizar durante el avance, podemos determinar la fuerza que debe resistir el filo del cortador. Ello permite la selección más adecuada, según los datos del fabricante. Análogamente, si conocemos de antemano la fuerza, se puede obtener la penetración máxima con la que avanzaría la tuneladora. La penetración aumenta cuanto menor sea la resistencia del terreno (Gallo et al., 2016).
Os paso un problema resuelto que espero os sea de interés.
GALLO, J. (2011) Definición de un modelo para la estimación de la fuerza de arranque en la excavación mecánica de túneles en suelos y rocas. Tesis doctoral. Universidad del País Vasco. Bilbao, España.
GALLO, J.; PÉREZ, H.; GARCÍA, D. (2016). Excavación, sostenimiento y técnicas de corrección de túneles, obras subterráneas y labores mineras. Universidad del País Vasco. Bilbao, España, 277 pp.
INSTITUTO TECNOLÓGICO Y GEOMINERO DE ESPAÑA (1994). Manual de perforación y voladura de rocas. Serie: Tecnología y Seguridad Minera. Segunda edición, Madrid, 541 pp.
MARTÍ, J.V.; YEPES, V.; GONZÁLEZ, F.; ALCALÁ, J. (2012). Técnicas de voladuras y excavación en túneles. Apuntes de la Universitat Politècnica de València. Ref. 530, 165 pp.
En un artículo anterior resolvimos el caso de la altura crítica de una excavación sin entibación para el caso del largo plazo, es decir, en condiciones drenadas. Sin embargo, vamos a ver a continuación un caso particular, donde tenemos un suelo puramente cohesivo en condiciones no drenadas, C = Cu y φ = 0, que corresponde a la estabilidad a corto plazo.
Se trata de un caso muy simple que permite resolver de forma sencilla la rotura del suelo. La realidad es más compleja, siendo necesario utilizar métodos más generales de análisis que permitan superficies de rotura curvas, perfiles más complicados del terreno y regímenes hidráulicos determinados. Para ello se remite al lector al estudio de los métodos de equilibrio límite.
Por cierto, este tipo de problemas también se puede resolver gráficamente con un nomograma. Os paso uno elaborado en colaboración con el profesor Pedro Martínez Pagán. En este caso, a modo de ejemplo, se ha considerado la resolución de un caso con un coeficiente de seguridad de 2.
En esta ocasión os paso un problema resuelto donde se calcula la máxima altura que podría tener una excavación a corto plazo en un terreno arcilloso. Para este problema se ha empleado un coeficiente de seguridad de 1 (caso estricto) que habría que particularizar al problema concreto de obra con un coeficiente de seguridad de, por ejemplo, 1,5. No obstante este valor, hay que ser prudentes cuando la altura sin entibar resulte un peligro para el enterramiento de las personas, especialmente en zanjas o pozos. Téngase en cuenta que el valor de la cohesión depende de la humedad del suelo, y esta disminuye con el tiempo. En dicho caso, en terrenos coherentes y sin solicitación de cimentación o próxima a vial (o acopio equivalente), la altura máxima sin entibar será de 1,30 m en un corte vertical.
Figura 1. Sifonamiento en la base de una tablestaca o pantalla.
La inestabilidad del fondo o sifonamiento ocurre cuando existe un flujo ascendente, un terreno granular no consolidado puede perder completamente su resistencia a corte y comportarse como un fluido (arenas movedizas, partículas sueltas, como en ebullición), por lo que al fenómeno también se le conoce como fluidificación. Ello ocurre cuando un incremento de la presión intersticial anula la presión efectiva, o dicho de otra forma, cuando las fuerzas producidas por la filtración superan el peso sumergido del suelo. Este fenómeno podría aparecer en pantallas o tablestacas con un empotramiento reducido (Figura 1). En un artículo anterior al que denominamos “El efecto Renard, o por qué un suelo parece que entra en ebullición: Sifonamiento”, explicamos con cierto detalle este fenómeno y resolvimos cuál debería ser la profundidad a la que debería hincarse una tablestaca para evitar que un suelo sin cohesión pierde completamente su resistencia al corte y pasa a comportarse como un fluido.
A este respecto, ya avisamos que una cosa es la profundidad mínima de empotramiento para evitar el sifonamiento y otra bien diferente es calcular el empotramiento necesario de una tablestaca para soportar los esfuerzos de empuje a los que está sometido. Por tanto, el empotramiento real será el mayor de los dos valores. Se recomienda siempre efectuar con detalle los cálculos geotécnicos y estructurales necesarios. Y sobre todo, utilizar el sentido común.
En una entrada anterior, donde se describían los problemas del agua en las excavaciones, ya se habló del levantamiento de fondo o taponazo: El fondo de la excavación se puede volver inestable cuando el peso del terreno no es capaz de equilibrar al empuje del agua (Figura 1). Es típico de un estrato de baja permeabilidad (como una arcilla o roca de baja permeabilidad sin fisuras) situado sobre un acuífero confinado de mayor conductividad hidráulica (como una grava, muy permeable). Suele resolverse el problema con pozos de alivio.
En una entrada anterior a este artículo se utilizó la Ley de Darcy y la línea de flujo más corta (de mayor gradiente crítico) para establecer una aproximación al caudal que habría que evacuar de una excavación en un solar. No obstante, para un estudio en detalle del flujo hidráulico en un medio poroso deberíamos acudir a la ecuación de Laplace y proceder a la integración de este tipo de ecuación en derivadas parciales atendiendo a las condiciones de contorno. En el siguiente vídeo que os he preparado tenéis una breve explicación. Este vídeo pertenece al curso de procedimientos de contención y control del agua subterránea en obras de ingeniería civil y edificación.
Con todo, lo mejor es presentar un problema resuelto que, espero, os sea de interés.
Resulta habitual en edificación tener que realizar la excavación de un solar cuando tenemos un nivel freático somero. En este caso es común el uso de pozos drenantes para ejecutar la excavación en seco. En la asignatura de Procedimientos de Construcción hay un tema dedicado al control del nivel freático.
En el problema que os paso a continuación, utilizo un solo pozo para mantener el nivel piezométrico controlado. Para eso he empleado la conocida fórmula de Dupuit-Thiem. Sin embargo, dicha expresión se ha deducido para acuíferos confinados, donde es más sencillo simplificar las condiciones de contorno. En el caso de acuíferos libres, especialmente cuando su espesor no es muy grande, se puede usar dicha ecuación aplicando la corrección de Jacob.
He querido irme al caso en que desconozco la permeabilidad del terreno. Para eso debo medir los descensos en, al menos, un par de puntos, para obtener la Transmisividad, que es uno de los parámetros empleados en la fórmula de Dupuit-Thiem. Espero que este problema os sea de interés.
CASHMAN, P.M.; PREENE, M. (2012). Groundwater Lowering in Construction: A Practical Guide to Dewatering, 2nd edition. CRC Press, Boca Raton, 645 pp.
INSTITUTO GEOLÓGICO Y MINERO DE ESPAÑA (1987). Manual de ingeniería de taludes. Serie: Guías y Manuales, nº 3, Ministerio de Educación y Ciencia, Madrid, 456 pp.
POWERS, J.P.; CORWIN, A.B.; SCHMALL, P.C.; KAECK, W.E. (2007). Construction dewatering and groundwater control: New methods and aplications. Third Edition, John Wiley & Sons.
PREENE, M.; ROBERTS, T.O.L.; POWRIE, W. (2016). Groundwater Control – Design and Practice, 2nd Edition. Construction Industry Research and Information Association, CIRIA Report C750, London.
TOMLINSON, M.J. (1982). Diseño y construcción de cimientos. URMO, S.A. de Ediciones, Bilbao, 825 pp.
