Seminario Metodo Noruego de Tuneles

5/12/2018 Seminario Metodo Noruego de Tuneles

1/100


2/100

INDICE:1: NMT: Experiencia en Chile

Werner Stefanussen - Ing. Geologo Mecanico de Roccs M.Sc.O.T. Blimheim A.S.

2: Fortificacion con shotcrete y pernos de anclaje ~ajograndes deformaciones.Eystein Grimstad, Ing. Geologo, M.Sc.Instituto Noruego de Geotecnica.

3: La experiencia de un contratista en los poises nordicosy en Latinoamerica.Leiv Pedersen, Ing. GeologoJefe de Proyectos de NCC Internotional.

4: Planificacion y Construccion de carreteras y tunelesen Noruega.Tone Nakstad, Ingen.iero Civil/MBADireccion General de Carreteras de Noruega.

5: Experienciasenla construccion de tuneles submarinoscarretero.s en Noruega.Ingvild Storaas, Ingeniero CivilDireccion General de Carreteras de Noruega ..

6: Tdne l bajo el fiordo de OsloHeidi Berg, 1ng. CivilDireccion General de Carreteras de Noruega

. - -' l ) 7: Tuneles submarinosWerner Stefanussen, Ing. Civil Mecanico de Rocas, M.Sc.O.T. Blinheim

8: Optimizando el uso del Shotcrete.Knut Garshol, Ing. Ge61ogo, M.Sc.Gerente de MBT Undgr. Latinoamerica.

9: Especificaciones para concreto lanzado (shotcrete):Propuesta para Chile.Hernan Zabaleta, 1ngeniero Civil.

l

624.1NFF.s2000

' _


3/100

9 alll de Mayo 2000

SEMINARIO 2000METODO NORUEGO DE TUNELERIA

SANTIAGO - CHILE

( EXPERIENCIAS CON METODOS NORUEGOS

Werner StefanussenIng, Geologo Mecanico de Rocas M.Sc.O.T. Blindheim ASNoruega

O. 1. B LIN 0 H ElM

O.T. Blindheim AS, Kjoepmannsgt 61, 7011 Trondheim, NoruegaTIf: 004773873700, tfx: 004773 873702, E-mail: [email protected]
mailto:[email protected]:[email protected]


4/100

Pagina 1 de 1009-05-2000

Metodo Noruego de Tunelcrfalixperiencias con Metodos Noruegos

EXPERIENCIAS CON METODOS NORUEGOS

Werner StefanussenIng.Geologo Mecdnico de Rocas M.Sc.O.T. Blindheim AS, Noruega

RESUMEN

El proyecto Relaves al Valle de la Division Andina de CODELCO / Chile comprende laexcavacion y fortificacion definitiva de dos tiineles en la alta cordillera, de 10 Km y de 8,7 Kmde longitud respectivamente, con una seccion de 15,6 m

2

Las condiciones geologicas de alto grado de dificultad encontradas durante 1a excavacion de losnineles fueron salvadas con la aplicacion de soluciones basadas en metodologicas noruegas, conla participacion del asesor extranjero Norconsult AS de Noruega.

Entre las dificultades encontradas durante 1a excavacion de los nineles, se cuentan la presencia dediversas fallas geologic as de 20 metros de potencia, los efectos de la convergencia del macizorocoso en los tramos con lutitas (arcillas expansivas), que fueron atravesados en una extension de500 metros y que evidenciaron fenomenos de squeezing y swelling, resultando en deformacionesen 1a seccion, previamente fortificada con marcos pesados, superiores a un metro. En 300 m deexcavacion, se encontraron infiltraciones de importantes caudales de agua a altas presiones y enotras partes, se encontraron fenomenos de popping relacionados a la sobrecarga de hasta 1700 m.

Las tecnologfas especiales aplicadas durante la excavacion de los nineles incluyeron inyeccionesde impermeabilizacion y de consolidaci6n de preavance mediante lechadas de cemento ymicrocemento, la instalacion de un soporte flexible consistente en shotcrete via humeda conrefuerzo de fibra de acero, marcos noruegos y un monitoreo de la estabilidad de la excavaci6n conmediciones de convergencia.


5/100

Pagina 2 de 1009-05-2000

Metodo Noruego de TunelerfaExperiencias COil Metodos Noruegos

1 INTRODUCCION

Dentro de los ultimos 40 afios, se han realizados docenas de proyectos en Noruega con tunelerfa.Estos tuneles estan incluidos en proyectos hidroelectricos, carreteras, ferrocarriles y, en lostiltimos afios, tuneles subterraneas.Una de las intenciones en proyectos con tunelerfa es de incremental' el rendimiento del avance,pero con el riego bajo control. Especialmente para los nineles subterraneos, hemos incrementadoel nivel de la seguridad, implicando desarrollo de procedimientos y metodologfa nuevos.En varios proyectos, las investigaciones han detectado situaciones desfavorables para un trinel,Esto puede ser par condiciones geologicas muy diffciles (con tipos de rocas muy problematicos),condiciones hidrogeologicas (por alta presion del agua subterranea) 0 pOl' zonas de fallascomplicadas (incluyendo roca expansible).

A continuaci6n presentaremos unos de los metodos que hemos desarrollado dentro de los tiltimosalios y que hemos implementado en un proyecto en Chile durante los alios 1997 hasta 1999.

2 CONCLUSION

La metodologfa Noruega implica:Planificacion:* Preinvestigaciones geologicas, para verificar las condiciones geologicas con detecciones de

roca de mala calidad, fallas complicadas, posibilidad de deformaciones del perfil pOI' lastensiones en la roca 0presencia de tipos de rocas deformables (swelling 0 squeezing ).

Durante la excavacion se realizan:* Sondajes exploratorios sistematicos adelante de la frente. Con este sistema se puede evitarsorpresas por condiciones geol6gicas desfavorables 0 pOl' agua con gran caudal y/o con alta

presi6n.Inyecciones adelante de la frente. Con este tratamiento se reduce el ingreso del agua y seincrementa la estabilidad de la roca y se puede utilizar shotcrete, pernos y marcos comosoporte basico,Fortificaci6n flexible, constituida de pernos, shotcrete y marcos Noruegos. Con este sistemase puede instalar la fortificacion muy rapido, seguro, con alta flexibilidad y muy econ6mico.Mediciones de convergencia. Con estas mediciones se puede verificar la estabilidad del perfily verificar la necesidad de instalar soporte adicional.

***


6/100

Metodo Noruego de TunelerfaExperiencias can Metodos Noruegos Pagina 3 de 1009-05"2000

3 ANALISIS DE LA SITUACION

Resultado:* EI concepto resulta en excavaci6n con avance rapido, bajo control y con alto nivel deseguridad. Para lograr este concepto, es importante tener geologos con experiencia, para quepuedan tomar las decisiones necesarias en el terreno,

EI proyecto Relaves al Valle de Divisi6n Andina comprende la excavaci6n y la fortificaci6ndefinitiva de dos tuneles en la alta cordillera, de 10 Km Yde 8,7 Km de longitud respectivamente,con una secci6n de 15,6 m2El reconocimiento geol6gico previo fue escaso, debido a la gran columna de roca existente en eltrazado de los nineles y se base exc1usivamente en el analisis de fotograffas aereas, imageriessatelitales, recorrido de terreno y vuelos en helicopteros.Las condiciones geologicas de alto grado de dificultad encontradas durante la excavacion de lostuneles, fueron salvadas con la aplicaci6n de soluciones basadas en metodol6gicas noruegas conla participacion del asesor extranjero Norconsult AS de Noruega.Entre las dificultades encontradas durante la excavacion de los nineles, se cuentan la presencia dedivers as fallas geologic as de 20 metros de potencia, los efectos de la convergencia del macizorocoso en los tramos con lutitas (arcillas expansivas), que fueron atravesadas en una extension de500 metros y que evidenciaron fenomenos de squeezing y swelling, resultando en deformacionesen la seccion, previamente fortificada con marcos pesados, superiores a un metro. En 300 m deexcavaci6n, se encontraron infiltraciones de importantes caudales de agua a altas presiones y, enotras partes, se encontraron fenomenos de popping relacionados a la sobrecarga de hasta 1700 m.

4 RECOMENDACIONESA continuacion presentamos la metodologfa utilizadas en el proyecto Relaves de Valle deDivision Andina. Los procedimientos para los diversos metodos no estan referidos en detalle,debido a que ellos dependen de cada situaci6n en particular. Hay que ajustar los procedimientospara cada proyecto y para cada situacion por separado.Las tecnologfas especiales aplicadas durante la excavacion de los nineles inc1uyeron sondajesexploratorios adelante de la frente, inyecciones de impermeabilizacion y de consolidacion depreavance mediante lechadas de cemento y microcemento, la instalacion de un soporte flexibleconsistente en shotcrete via hiimeda con refuerzo de fibra de acero y Marcos Noruegos y unmonitoreo de la estabilidad de la excavacion, con mediciones de convergencia.


7/100

Metodo Noruego de Tunelerfalixperiencias con Metodos Noruegos Pagina 4 de 1009-05-2000

4.1 Sondajes exploratoriosLas situaciones mas crfticas durante las excavaciones, fueron pasar las fallas de roca y lapresencia de agua en gran caudal y con alta presion.En el proyecto Relave de Valle se encontro agua con presion de hasta los 65 bares y fallascomplicadas, con rellenos de arena y arcilla. La estabilidad en estas situaciones fue muy debil y senecesito establecer una metodologfa adecuada para estabilizar las situaciones encontradas,Una metodologfa usada fue de realizar sondajes exploratorios adelante de la frente. Su intenciones de detectar situaciones delicadas adelante de la frente y realizar la excavacion con lasprecauciones necesarias. Sondajes exploratorios se pueden realizar con equipos con diamantina 0con el equipo de perforacion (jumbo) utilizado para las excavaciones.Realizando tuneles submarinos en Noruega 0 bajo situaciones con posibilidad encontrar zonascon mucha agua, los Noruegos han establecido procedimientos para sondajes adelante de la frentecon el jumbo. En esta manera, se pueden realizar los sondajes muy rapidos, en comparacion conutilizar maquina para sondajes diamantina.Lo importante es de efectuar los sondajes en una forma sistematica. El tramo para realizar lossondajes debe ser definido por los geologos sobre la base de las informaciones obtenidas durantelas investigaciones para el proyecto. Tambien se necesita realizar un procedimiento para laubicacion, la direcci6n, la Iongitud de los sondajes, y como presentar los resultados. Si hayposibilidad de encontrar agua con presion, se necesitan incluir descripciones de como evitarproblemas durante las perforaciones y para el tratamiento de esas zonas.Normalmente, se realizan tres sondajes formando un abanico. La longitud debe ser mas de 15metros y se necesitan incluir un traslape entre cada ronda de perforacion.En el croquis en Figura no 1, se presenta un ejemplo. Siempre hay que establecer elprocedimiento sobre la base de las informaciones de las investigaciones realizadas durante laplanificacion, el equipo disponible y la experiencia de la maniobra.


8/100

Sondaje no 3

Metodo Noruego de Tune1eriaExperiencias con Metodos Noruegos Pagina 5 de 1009-05-2000

Longitud 25 mI+-T raslape 6 ru -t1

Corte longitudinal

2

Perfil vertical

Figura no 1: Sondajes exploratorios adelante de la frente.

4.2 Inyeccionadelante de la frenteCon los sondajes exploratorios adelante de la frente, se puede detectar la presencia de agua en elmacizo rocoso. EI agua puede implicar problemas por los caudales 0 por las presiones canrelacion a las zonas de fallas. En situaciones con gran caudal de agua, en roca de buena calidadpero fisurada, el agua implica dificultades para utilizar shotcrete como soporte, En situacionescon agua con presi6n en combinaci6n con una zona de falla, el agua implica inestabilidad de laroca (en la zona de falla) causando derrumbes 0 colapsos en el trinel,En los nineles en Andina, se encontraron ambas situaciones, roca de buena calidad pero con grancaudal de agua (roca muy fracturada) y zonas de fallas con presencia de agua con alta presi6n.La intenci6n de la metodologfa Noruega es avance rapido con alta seguridad. Esto incluyeestabilidad de la roca y metodologfa que no implica problemas para las secuencias de lasexcavaciones.


9/100

Metodo Noruego de TunclerfaExperiencias con Metodos Noruegos Pagina 6 de 1009-05-2000

Con lechada de cementa u otros productos, se pueden inyectar las fisuras (1 0 que reduce lasfiltraciones de agua) 0 estabilizar la roca para que se pueda avanzar con fortificaci6n conshotcrete, pernos y marcos.

(

Los tiros para las inyecciones se realizan con el jumbo. Normalmente las longitudes de los tirosno deben sobrepasar los 20 metros. Para realizar una ronda completa, se perforan entre 12 y 20tiros en la circunferencia del perfil, dependiendo del perfil del ninel. La distancia entre los tirosdebe ser de 1 a 1,50 m.. Para lograr resultados optimos con esta metodologfa, es muy importanterealizar investigaciones suficientes, definir la direccion, la longitud de los sondajes y, 10 masimportante, el tipo de material para la lechada, las mezclas, la presion, el volumen a inyectar, etc.Para este trabajo es sumamente importante contar el equipo adecuado y personal con experiencia.POI' supuesto, toma tiempo realizar las inyecciones (15 a 30 horas), con la avance de la frentedetenido. La ventaja con esta metodologfa es que se puede avanzar con el ninel seco, utilizandofortificaci6n normal que se instala rapido,4.3 MarcosNoruegosLa metodologfa Noruega incluye fortificacion con pernos, shotcrete con fibra de acero y marcos.Marcos tradicionales son marcos metalicos (pesados) 0 marcos reticulados. Estos sonprefabricados para encajar en el perfil teorico del ninel, Cuando hay condiciones geol6gicas queimplican fortificacion con marcos, la estabilidad de la roca es muy mala con sobreexcavacion yautosoporte muy bajo, Bajo estas condiciones, es muy importante instalar la fortificaci6n rapido yutilizar un sistema de fortificaci6n que tenga inmediatamente una alta capacidad de soporte.Instalacion de marcos metalicos normalmente demora demasiado tiempo, debido a la necesidadde picar en el perfil para tener espacio para instalar los marcos, 0 es necesario llenar el espacioentre los marcos y la roca (preferiblemente con shotcrete). Tambien los marcos son diffciles deinstalar, por el peso de cada marco. Esto implica que la instalacion sera efectuada bajocondiciones peligrosas y que pude implicar derrumbes en el perfil, especialmente si hay presenciade agua en Ia roca.Estudiando estas situaciones, hemos desarrollado un tipo de marcos en base de fierro, shotcretecon fibra de acero y pernos. La gran ventaja con estos marcos es que son construidos en la frente,dentro del trinel, utilizando materiales que existen en cualquier obra.La secuencia de la instalaci6n es la siguiente:* Colocaci6n de una capa de shotcrete con fibra inmediatamente despues de sacado la marina.Esto para estabilizar la roca.* Instalaci6n de pernos sistematicos radiales para fijar el fierro,* Colocaci6n de los fierros. Los fierros seran fijados a los pernos utilizando un fierro

perpendicular a los pernos* Colocaci6n de la segunda y tercera capa de shotcrete.


10/100

Metodo Noruego de TunelerfaExperiencias COil Metodos Noruegos Pagina 7 de 1009-05-2000

Esta fortificacion fue intrcducida en los tuneles en Andina y bajo instrucciones y procedimientosrealizados por el ingeniero de Norconsult, la instalacion de cada marco, incluida la colocacion delshotcrete completo, fue realizado en 1,5 horas (en comparacion con los marcos metalicos, quedemoraron como 4 horas cada uno).Las ventajas con este sistema son:* Fabricacion en el tunelEncaja en el perfil real

Facil y economico de instalarInstalacion bajo condiciones segurasAlta capacidad inmediatamente despues de la instalacionReparaciones 0 reforzamiento es muy facil

*****En figura N 2 se presenta un croquis para indicar el sistema de fortificacion,


11/100

Metoda Noruego de TuneicriaExperiencias can Metodos Noruegos Pagina 8 de 1009-05-2000

RADIAL SOL TS, L = = 3 m

DETAIL

IJII

o I(I

1m==--

Figura 110 2a: Principia de los Marcos Noruego


12/100

Pagina 9 de 1009-05-2000

Metodo Noruego de TuneleriaExperiencias con Mctodos Noruegos

/ )125 rnm r eb ar r es in a nc h or ed r oc k b o lt

Figura no 2b: Detalle de los Marcos Noruegos.

4.4 Mediciones de convergenciaEn situaciones de tipos de roea de muy mala ealidad, en combinacion con altas tensiones en laroca (squeezing), 0 con roea expansible (swelling), el perfil del tunel puede ser defonnado.

La ubicacion de las estaeiones de convergencia, la freeuencia de las mediciones y lainterpretacion de los resultados, se basa en las condiciones geologicas, el principio de lafortificacion y la experiencia de los geologos,

Lo optimo es verificar la situaci6n geologica antes empezar con las excavaciones. Esto puede serrealizado por analisis de las caracterfsticas de los tipos de roca y por verificacion de la tension enel macizo roeoso. Con estas situaciones hay que planificar las excavaciones de manera de que sepueda evitar problemas durante la construccion, Las soluciones incluyen mediciones deconvergencia. Esto implica instalaci6n de estaciones en los nineles, utilizando equipo especialcon alta exactitud para medir las deformaciones.La intencion de las mediciones es verificar la inestabilidad (las defonnaciones). Dependiente dela magnitud de las deformaciones, se tomaran las decisiones de la instalacion de soporteadicional. Las medici ones deben continuar para verificar el resultado de la fortificacion adicionaly verificar la estabilidad del perfil.En la figura N 3 se muestra un ejemplo del proyecto en Andina, indieando la situacion inestabley el resultado de la instalacion de soportes adicionales.


13/100

.{;_!3

~,~G

Metcdo Noruego de TuneleriaExperiencias con Metodos Noruegos Pagina lOde 1009-05-2000

P ,. l , rO Ol- a - - - A " ' ; " f I - ~ ' 3 *

Adit 1 DIS en .50{l g :."B

(:~.;:. . .. - . - .... - ..... - .

2 ~] o ue~ . .J .: .J _0 7I i , "' ,~ - {: _( J- J

-0_1.$ .t. a ~ .:

" ' : ' _ 1 3 :

Figura no 3: El primer croquis muestra la situacion COil perfil inestable. EI segundo croquis(ejemplo del prayecto Khimti en Nepal) muestra la estabilidad de la roca despues de fainstalacion de lafortificacion adicional.


14/100


15/100

c< CNZ-II-Wa : :0z00_JwoccIBIIiiiiIII. . . . J--:l


16/100

SEMINARIO 2000~ ~METODO NORUEGA DE TUNELERIA,

9 - 11 Mayo 2000SANTIAGO - CHILE

APPLICATION OF NMT UNDER LARGE DEFORMATIONS UNDER HIGHSTRESS AND IN POOR GROUND.

Eystein Grimstad,Ingeniero Geologo, M.Sc.

Norwegian Geotechnical Institute


17/100

1

APPLICATION OF NMT UNDER LARGE DEFORMATIONS, UNDERHIGH STRESS AND IN POOR ROCKIntroductionThe Norwegian Method of Tunnelling (NMT) requires an evaluation of the support requirementduring construction of an underground opening. For this evaluation the Q-system for rock massclassification can be applied. These support types are usually rock bolts, shotcrete and reinforcedribs of shotcrete. In situ cast concrete lining is less used in resent years. For water and frostprotection precast concrete elements combined with reinforced shotcrete linings, all frostinsulated, are widely used.The Q-system was primarily suited to hard jointed rock, but it may also be applied in weak rockmasses. During the recent years several examples from weak rock masses have been includedinto the system. But for the poorest rock mass qualities the system has so far not given anydetailed description of the required rock support. Different qualities of shotcrete, steel fibres,rock bolts, reinforcement for ribs of shotcrete and cast concrete lining are used, and have to bedefined before the thickness of shotcrete and numbers of rock are decided. This means that forweak rock masses the dimensioning of the support usually has to be verified by numericalmodelling or some other means of calculation.A weak rock mass may be defined in several ways. Sometimes the values of some of the Q-parameters in such rock masses may be rather uncertain. Recent experiences from tunnelling inweak rock or rock under high stress has been included in the basis for application of the Q-systemand the NMT. The application of alkali free accelerator in the shotcrete and reinforced ribs ofshotcrete has recently increased the possibility to handle very weak rock during construction.Some examples are given from projects where NMT has been used under very difficultconditions in weak, swelling rock, or under very high stress causing rock burst. Particularly thelarge deformations in squeezing conditions under high stress in the 24,5 km long Laerdal roadtunnel, and weakness zones in the Froya subsea road tunnel are dealt with.

The Norwegian Method of Tunnelling (NMT)The Norwegian Method of Tunnelling is a flexible method with respect to the support design,based on the principle of "design as you go". The first time the NMT was mentionedinternationally as a method was in 1992. [2] NMT is mainly based on long experiences at alllevels among people dealing with underground excavation and rock support. The method isalways under development as new materials and equipment becomes available. Duringexcavation geological mapping is carried out, often using a Q-system chart as a basis forcollecting data for the support design. [1] [3]. The support has traditionally been divided into atemporary and a permanent support, but is often a flexible combination between these two typespartly depending on the contract between the contractor and the owner.


18/100

2

The NMT is primarily based on excavation by drill and blast and on flexible support withshotcrete and rock bolts as the main support. Traditionally the temporary rock bolts was fixedwith expansion shells in hydro power tunnels, and replaced with grouted bolts as permanentsupport. In road and railway tunnels bolts end anchored with resin capsules have been used astemporary support at the face, and are included as a part of the permanent support, which alsooften consist of grouted bolts. All the end anchored rock bolts, which serves as permanentsupport, are corrosion protected with hot galvanising and most commonly powder lacquered. Thefive times corrosion protected CT-bolt has come more and more in use the last years. The CT-bolt is primarily end anchored with expansion shells or resin capsules (last year only), and is latergrouted through plastic tubes before or after spraying the shotcrete. The CT -bolt is hotgalvanised, powder lacquered (epoxy) and equipped with a corrugated plastic tube, which isgrouted at both sides. The CT-bolt is now required in subsea tunnels in Norway.Since 1979, when the steel fibre reinforced shotcrete was introduced by Robocon in Norway, themesh reinforcement has gradually been replaced by steel fibres in tunnels in most of the world.The type and quantity of steel fibre has varied a lot from place to place and from time to time.The use of steel fibres in the shotcrete caused an immense increase in the application of shotcreteand a corresponding reduction in cast concrete lining in Norway during the ninety eighties. Theuse of steel fibre shotcrete has improved the safety for the tunnel workers and increased theexcavation rate in medium to poor rock mass qualities,In the early nineties cast concrete lining in extremely poor rock was gradually replaced byreinforced ribs of shotcrete, These ribs, which are reinforced with rebar steel, and connected tothe tunnel periphery by grouted rock bolts, are now still increasing in use, because it has beenquicker to install them with large thickness after the introduction of the alkali free accelerator inthe shotcrete. The number of reinforcing steel bars, the thickness of the shotcrete and the spacingbetween the ribs has to vary according to the requirement in different cases.In some cases, when extremely or exceptionally poor rock is encountered, unusual or complicatedgeometrical shapes are planned, or small margins are allowed with respect to deformations,numerical analyses are carried out in order to control the stress distribution and the deformationof the rock mass before the excavation in order to design the support requirement.

Application of the Q~systemin weak rockThe Q-value [1] gives a description of the stability of the rock mass with a range from 0.001(exceptionally poor) to 1000 (exceptionally good) rock mass quality. The Q-value is based on 6parameters in the following formula:RQD J, J",~-x-x--In In SRFThe six parameters are:RQD =Jn =Jr =

Degree of jointing (Rock Quality Designation)Joint set numberJoint roughness number


19/100

3

Ja =Jw =SRF =Joint alteration numberJoint water reduction factorStress reduction factor

The individual parameters are determinated during geological mapping using tables that givenumerical values to be assigned to a given case. Paired the six parameters express three mainfactors which describe the stability in underground openings:RQD/JnJJJaJw/SRF

is a measure of block sizeis a measure of inter-block frictionis a measure of active stress

( The rock mass quality, Q is con-elated to installed support, the result of which is given in tablesor simplified in the Q-Chart, which is shown in Figure 1. [3].The average Q-value of a nan-ow weakness zone ~2m) can be calculated as follows:10 Q = b . log Qzo + log Q" = 1676g m b+l 'Qrn = average rock mass qualityb = width of the weakness zoneQzo = rock mass quality of the zoneQsr = rock mass quality of the surrounding rock massWhen a zone is crossing the tunnel in an angle different from 90, we have to use the equation:b, = b ._._1_ , where b, has to be used in the upper equation.smaThe support pressure at the tunnel crown can be calculated from the Q-parameters after the

2. J 1/2 Q-1/3formula: P = If (MPa)3 r,Weak rock masses may be defined in many ways and described with many parameters, likecompressive strength, shear strength, friction angle and deformation modulus. Weak rock mayoccur in many ways:-Heavily jointed zones in hard rock (mainly crushed rock after low temperature deformation)-Zones with altered rock mixed with pieces of unweathered rock (clay zones which may causeswelling or squeezing).-Weathered rock independent of origin.-Weak rock, often young sedimentary rock, with joints, which may cause squeezing.-Weak, laminated rock, originally without joints, where fractures are induced after excavation.-Weak, homogenous rock without joints, in which squeezing may occur independent of joints.In many weak rocks Q-values will change after excavation because of deformations. Because ofthis the RQD-value should be 10 even in homogenous rock when deterioration is likely to occur


20/100

4

after excavation. If the stress level is low compared to the compressive strength of the rock, evenrocks with low compressive strength may have RQD-values like lOa.The joint set number, I is in a similar way given values similar to soil if the rock mass is likelyto crumble or deteriorate after excavation even if there are no joints before excavation. However,if there are some joint sets, and deformation partly will depend on these, Inhas to be given valuesaccording to the number of joint sets, and Jr 1 Ja will usually be less than 1. The deformations areany way dependent of the stress level, and I has to be evaluated together with SRF.The roughness coefficient, Jr will be 1 when there is no joint wall contact in zones with filling orin very weak rock without any significant joints. Jr has to be evaluated together with Ja.The joint alteration number, J, will in general be high. If there is no rock contact across thejoints, the Ja-value is 6 or more. If the material is classified as soil, J, is high even if no jointsoccur. If the material is on the boundary between soil and rock, the value of Ja is more uncertain,and has to be evaluated together with Jr and SRF giving a proper value for shear strengthaccording to the strength of the rock mass. lJ1a "" tan-

1c p may express the shear strength of therock mass, and c p can be found from laboratory tests.

The joint water reduction factor, Jw is determined from observations in the tunnel. In case ofswelling or softening material, even small quantities of water may be decisive for the stability. Inthese cases the SRF-values are often given under the assumption that some water is present.The stress reduction factor, SRF should be determined from observations in the tunnel both inshort and long term behaviour, because the observation just after excavation may not give thecorrect value. SRF may also be related to the relation O 'c 10'1 or O'alO'c [ll and [3]Where O 'c = unconfined uniaxial compressive strength

0'1 = major principal stressO 'e = maximum tangential stressSRF is divided in four categories:a) Weakness zones are intersecting the underground openingb) Competent, hard rock, stress problemsc) Squeezing rock. Plastic deformation in incompetent rock under high or medium stressd) Swelling rock dependent on presence of waterIn homogeneous or jointed hard rock the Q-system works well. In weak rock evaluation of theQ-value may be more difficult and must partly be based on judgement, and requires lotexperience. For application of the lower part of the Q-chart in weak rock lot of experience isneeded, and some times numerical modelling is necessary before detailed description of thesupport can be done.


21/100

5

Examples from construction sitesThe 24.5 km long Laerdal road tunnelThe 24,5 km long Laerdal road tunnel had the last break through at September 3rd, 1999 afterapproximately four years of excavation. The excavation was carried out form three faces, two ofwhich were constructed from a 2,lkm long access tunnel. Three turning points with 30m span areexcavated. The owner, The Public Road Authority, excavated 11 krn from west, while theContractor NCClEeg Henriksen excavated 13 km of the main tunnel in addition to the 2,1 kmlong access tunnel, which joins the main tunnel at 6,5 km from the Laerdal side.

(

The tunnel is going through Precambrian gneisses with a uniaxial unconfined compressivestrength of 100-21OMPa, and had a maximum overburden of 1450 m, which correspond to avertical stress in the magnitude of 39 MPa. 20km of the total length (24,5km) has an overburdenmore than 800m. The effect of stress has shown a large variation along the tunnel, partlyindependent of the overburden, due to changes in jointing and rock types. In spite of the largeoverburden the major principle stress is subhorizontal in most of the tunnel.

Crushed rock WDiSking Dens jointingI Joints < 0,5 opening I Joints 0,5-2 mm openingI Joints 2-5 mm opening I Joints> 5 mm openingP 9689, hole BI: Crushed intotal length of 1,5 mOm 1,5m

P 12850 hole 4a, 3 m long:Om 3m

P 9682 hole 4, 3 m long:~_---+---HN-rrn


22/100

6

P 3000 hole 1, 3 m long:3m

P 19210 hole 4,3 m long:o 3m

P 20971 hole 2, 3 m long:Om 3m

Figure 1. Examples of distribution of joints and crushed rock ill six drill holes perpendicular tothe tunnel periphery. [8J3-D in situ stress measurements, deformation control with multiple borehole extensiometers andcontrol of the depth of spalling with an endoscope in boreholes have been carried out at selectedplaces in the tunnel. Stress released joints are observed to 3,5 m depth from the tunnel periphery,[8]Figure 1 gives a few examples of the distribution of joints and the joint openings that areobserved with the endoscope in boreholes.Heavy spalling often occurred at the border between the massive hard gneisses and mica gneissor bands of amphibolites because of the difference in E-module. In these cases the mostcompetent rock types will take the major part of the load, and hence, are most exposed tospalling. In some minor parts of the tunnel the rock is densely jointed. In these cases little or nostress problems are encountered.The less competent rocks like schistose mica rich gneiss and amphibolite seldom give any noise,and can take some plastic deformation before spalling occur. In areas where high jointfrequencies or schistosity occur, little effect of high stresses was noticed at the face. Severalkilometres of he tunnel have been excavated without significant spalling at the face. Duringapproximately four years of excavation all levels of stress have been observed at all three faces.These great changes in the stress level and the rock mass behaviour have been a challenge to theworkmen and engineers.Table 1 Correlation between ac 10'1 and aolac ratios, and the description of stress level (afterGrimstad and Barton 1993).STRESS LEVEL o.Lo, aetac SRFLow stress, near surface, open joints >200


23/100

7

High stress, very tight structure. Usually favourable to 10-5 0,3-0,4 0,5-2stability, maybe unfavourable to wall stabilityModerate slabbing after> I hour in massive rock 5-3 0,5-0,65 5-50Slabbing and rockburst after minutes in massive rock 3-2 0,65-1,0 50-200Heavy rockburst (strain-burst) and inunediate dynamic 1,0 200-400deformation in massive rockDuring the excavation different procedures of rock support related to different stress levels anddifferent rock mass behaviour were developed. [4] See Table 1. At low or intermediate stress therock bolts were installed before spraying the shotcrete. Under heavy rock burst conditions theplates of the rock bolts preferably should be outside the shotcrete, and it was dangerous to installrock bolts before shotcreting. Hence the bolts were installed after spraying in areas with heavyspalling or rock burst. In areas with high stress level and heavy spalling large deformations oftenOCCUlTedome time after installation of the rock support, and considerable repair had to be donefor the permanent support in many parts of the tunnel. In some parts of the tunnel, with no sign ofhigh stress close to the face, the wall was left unsupported for some time. After weeks or monthsslabbing and spalling OCCUlTedgradually in most of the unsprayed area, most of which wassprayed with Sfr later.Because of the changing stress/strength conditions and partly caused by limited initial experiencefrom high stress regimes among some of the workmen and engineers the weekly excavation ratehas varied from 25m to 105m a week at a single face. Variations of fixed and variable costsrelated to the weekly excavation rate have been examined based on numbers from the ownerduring the first year of excavation. The cost of a tunnel can be divided in fixed prices andvariable prices. The fixed prices are expenses which are running irrespective of constructionprogression, and include administration, planning, rigging the construction camp, a part of theinstallation of water, electricity, ventilation, drilling jumbo etc. in the tunnel.The variable prices include blasting, mucking out, sprayed concrete, rock bolts, running costs forthe drilling jumbo, ventilation, electricity, water etc. See Figure 2.In an ordinary 5 m long round with average stress level approximately 25 rock bolts endanchored with resin capsules were installed in each round combined with Sfr in average thicknessof approximately 6cm when the rebound and the surface roughness is taken intoaccount.


24/100

8

Total cost i 1995prices for the LeerdalTunnel as a function of weeklyexcavation at the Aurland side

E 30000._~~ 25000.-ile 20000.;!.. .J!~ 10000uiii~ 5000

o 10 2 0 30 40 50 60 70 80Excavation in m/week

Figure 3. Total cost per m tunnel in 1995 prices as afunction of weeklyexcavation rates at the Aurland face in the Laerdal Tunnel.

The shotcrete was always sprayed down the walls to the invert due to experiences with long termdeformations in unsprayed areas from other tunnels under high stress.Insufficient rock support gives significant more deformation of the rock mass compared tosufficient rock support. Unsupported or undersupported areas may continue to deform for manyyearsIn a limited area unreinforced shotcrete was applied in order to compare it with steel fibrereinforced shotcrete in a high stress regime. The number of cracks and meters of cracks per m2 inplain shotcrete was between two and three times the values in steel fibre reinforced shotcrete. SeeTable 2 and Figure 3 [7]

Chainage Area Steel fibres Number of Number of Metres of Length ofm2 No/Yes cracks and cracks and cracks and cracks andjoints joints 1m2 joints joints m I m2Ch. 6069-6060 63 Y 3 0,048 2,6 0,04

Ch.6060-6050 70 y 12 0,171 10 0,14Ch. 6050-6040 70 N 21 0,30 26 0,41Ch.6040-6030 70 N 15 0,214 15 0,24Ch. 6030-6020 70 N 13 0,186 12 0,19Ch.6020-6018 14 N 3 0,214 2 0,14Ch.6018-601O 56 y 7 0,125 5 0,09


25/100

9

Ch. 6010-6005 35 Y 3 0,086 3 0,09Average 224 N 52 0,232 55 0,25Average 224 Y 25 0,112 20,6 0,09Table 2 Cracks and joints in steel fibre reinforced versus plane sprayed concrete affected byhigh stress.

Sprayed concrete with and without steel fibres in rockunder high stress

llilNumber ofjoints/m2

IIJoint lengthin rnIm2

~ ~ ~ ~ ~ ~. .c . .c . .c . .c . .c ..c; ; : : : : : ; : : : :;::: :;::: :;::: ; ; : : : : :; :; :; :; .I::.. . . .~ 0 0 0 0 ~I::. .I::. .I::. .I::.. . . . . . . . . . . . . . . . . . . .

10m intj,.vah~alo~ the~Chainage

Figure 3. Number of cracks and meters of cracks in shotcrete with and without steel fibres per1 1 1 2 of shotcrete examined. 7J

Cave in and large deformations in squeezing rock in the Laerdal tunnel.Squeezing rock in am 50-60m wide fault zone at 11 km from the entrance caused a cave-in,where 1200-1500 m3 of rock came down from the crown during two days. A total length of 17 mof the supported tunnel collapsed. See figure 4.


26/100

10

Figure45. Cave-in in afault zone in the Laerdal Tunnel.The workmen had installed only ordinary rock support as usual for moderate rock stress withminor spalling irrespective of an extremely high drilling rate. The area had an overburden of1000 m with higher mountains at both sides, giving a theoretical vertical stress of approximately30 MPa. The rock mass was partly weathered and contained lot of irregular joints filled withswelling clay, which gave a maximum swelling pressure of 0,7 MPa. Fortunately no waterleakage was there. The rock mass quality, Q was here about:RQD J J , 10 - 60 1 1,0 .__ X_T x_"_= x x-=O,OOSS-O,OS (exceptional to extremely poor)J" Ja SRF 12 10 - 15 10After the cave-in, the last 20m of tunnel behind the cave-in was supplementary supported byreinforced ribs of shotcrete in order to stop the cave in. After that 7S0m3 of concrete was pumpedin to the void over the debris behind a wall of shotcrete between the debris and the crown. Aftercuring of this 3-Sm thick concrete slab, the debris was gradually mucked out simultaneously withanchoring and spraying of the walls below the large concrete slab. 10 days after the cave-in theold face was accessible again. From this point the length of the rounds were reduced from S to2,S-3,Om. Lot of 6m long grouted spiling bolts was installed in front of each round. Afterblasting each round was supported with 30-40cm thick Sfr and Sm long grouted rock bolts with1m spacing, and completed with a reinforced rib of shotcrete after the cave-in. This procedurewas continued for the next 45 meters of the tunnel. All together 22 reinforced ribs of shotcretewere placed in this fault zone. During the summer vacation the unreinforced invert close to theface (17 m from the edge of the cave-in) was heaved approximately 3cm 2,5 week after the lastround.After some weeks the shotcrete and the ribs began to crack. Additional layers of shotcrete weresprayed combined with supplementary Sm long grouted rock bolts and some 3-4 m long resinanchored rock bolts in the deforming areas. 6 weeks after excavation in the worst area, the totalthickness of the shotcrete had become 9Scm in the crown and 60cm in the walls. But still thedeformations vent on. Observed with an endoscope all the shotcrete and the rock mass in to 1,Sm


27/100

11

depth behind the shotcrete were completely sheared or crushed. A few of the rock bolts weret0111off or the anchoring was pulled out. A majority of the visible triangular steel plates on thebolts were deformed. The steel fibre reinforced shotcrete behaved just like massive rock effectedby high stress. Between the rock bolts shear failure and spalling vent on at the surface.Deformation after installation of rock bolts in the crown is estimated to 20cm.The deformation in the crown and springline vent fast with approximately 2cm a week until theinvert was reinforced by cast concrete lining combined with rock bolts. The rock under the invertwas more or less transformed to clay because it had been saturated by water from the drillingjumbo. After the reinforcement of the invert about 2 months after blasting, the deformation ventslower, but still continued. Nearly S months after the excavation in the fault zone the owner waspersuaded to install convergence measurements. The deformation was at that time maximum2,Omm a week, and has later slowed down to between 0,3 and 1,0mm a week. As a temporarysupport of the cracked shotcrete, rock bolts anchored with resin capsules are installed with largetriangular plates outside the spalling shotcrete.

As a part of the permanent support a lScm thick layer of shotcrete, special designed to take largedeformation enegry, combined with 4m long rock bolts anchored with resin capsules are placedin May/June 2000. All generations of rock bolts will together give an average bolt spacing ofapproximately 0,6m. In the springline and the crown deformation slots filled with PE-foamparallel to the tunnel axis are placed in order to absorb the deformation and prevent shearing ofthe last layer of shotcrete. Due to widening of the tunnel during blasting, there is sufficient spacefor all the shotcrete.

The Froya sub-sea tunnel

The Froya sub-sea tunnel is Skm long, with a span of 9,Sm, and the lowest point is about IS0mbelow sea level. The water depth is less than 100m. The bedrock consists of Precambriangranitic gneiss and mica gneiss with a uniaxial compressible strength between 150 and 200MPaand lot of weakness zones with crushed and weathered rock. The fresh gneiss has a seismicvelocity of SOOOmlsec, whereas 3000mlsec has been recorded in the weakness zones. Theweakness zones consist of small pieces of intact rock a few em in seize, mixed with weatheredmaterial consisting of gravel, sand, silt and clay fraction. Laboratory tests have shown a swellingpressure of about O,5-1,OMPa. Q-values in the range 0,01-0,06 are common in the fault zones.But 2% of the total length (100m) of the tunnel is below Q=O,Ol. [9]

In these fault zones spiling bolts are installed before blasting. As temporary support immediatelyafter blasting, rock bolts in 1,5 m spacing and about 15cm thick layer of steel fibre reinforcedshotcrete (Sfr) has been used. In some of the zones cast concrete lining of the invert is done over278m of the tunnel length. The spacing of the ribs is in most of the rounds 3m, but variesaccording to the rock mass quality. Maximum convergence of 23mm was measured between thewalls, 1,8 m above the invert before the invert was lined with cast concrete.Numerical modelling was carried out for support design in the fault zones. The results from themodelling showed that temporary support of bolts and shotcrete (Sfr) could suffer from shotcrete


28/100

12

/ rock interface failure and very high load on the bolts. However this was dependent on theconcrete lining of the invert and the time of installation of this lining.The permanent support according to the Q-system is on the border between Sfr (25cm) + B (clc1,Om) + RRS (reinforced ribs of shotcrete) or CCA (cast concrete lining). Most of the faultzones, where cracking of the shotcrete was observed, have been supported with cast concretelining as permanent support. These areas had in general the lowest Q-values. 217m of the tunnelwas supported with cast concrete lining close to the face after spraying 8-10cm Sfr in order toprevent cave-in. And in 53m of the tunnel CCA was placed long time after excavation. 132rounds ~ 400m of the tunnel were supported with RRS. In 900m of the tunnel length spilingbolts were used before blasting. All together 10439 spiling bolts were used in the Froya sub-seatunnel. (9]

( General remarks and conclusion

In areas with less than 3-4cm thickness of the shotcrete, poor bond and partly release of theshotcrete from the tunnel periphery is common. In general the thickness should not be lessthan 6 em in average. If large deformations are expected under high stress, the initial layer may be limited to 6-7 emthickness even when heavy spalling or rock burst occurs. When the deformations has declinedthe repair and permanent layer can be sprayed outside the first layer, which may partly be

removed if the bond is absent and the damage is to complete. In general poor bond should berepaired with additional bolting.

The shotcrete can not prevent spalling or deformation in the rock mass, but it keeps thereleased slabs of rock behind the lining and reduce further spalling. Inhigh stress regimes in hard rock, cast concrete lining will fail and be completely sheared orcrushed when deformation take place. When the steel fibre reinforced shotcrete is deformed by tensional cracking, most of the fibresare gradually torn out from the concrete giving a good residual toughness. In the cases whereshear failures have occurred, a majority of the fibres are sheared off, giving little toughness to

the shotcrete. This behaviour increases when the steel is too brittle and if the fibre content istoo low .. When spraying at swelling clay, spraying should be done in several turns, in order to avoiddamage on all the shotcrete layers. When the deformation declines the final layer may be

sprayed or the permanent support with RRS or CCA can be carried out. A large number of rock bolts will prevent or reduce opening of the joints when spallingoccurs.


29/100

13

The length of the rock bolts has to be more than the depth of spalling in order to prevent thereleased rock mass from falling. This is also verified by Kaiser and Tannant. [6]. Only end anchored rock bolts, which can yield during deformation, should be applied underhigh stress in hard rock. The rock bolts should not be too strong or rigid in order to prevent

cracking of the shotcrete. (Nann ally 18 to 20mm diameter is preferred) When large deformations are expected, only steel fibres with high aspect ratio and high steelquality should be used in order to avoid shearing of the fibres and increase the toughness ofthe shotcrete. In swelling or squeezing rock cast concrete lining of the invert is necessary in order toprevent or reduce deformation.

( Under dynamic loads caused by earthquake and rock burst at Ertan Hydro Power Scheme inChina Sfr has failed by cracking, but did not fall down due to its toughness. The final support wasSfr with additional rock bolts and plates outside the Sfr. At places with very large deformationmesh was applied outside the Sfr in combination with large plates which were deformed by theheavy loads from the rock. In this case the Sfr is cracked, but still flexible enough to follow thedeformations and keep the fragments of rock in its original position, and then helps thedistribution of the load between the rock and the bolts. Also in the Laerdal tunnel large triangularplates are often used outside the Sfr when large deformations occur.At Pehuenche Hydro Power Scheme in Chile mesh reinforced shotcrete combined with rock boltswas applied in high stress regime in hard andesitic and basaltic rock. The bolt spacing was 1,2min average, and the thickness of the mesh reinforced shotcrete was 10 em in the whole profilefrom invert to invert. During the period of excavation the excavation rate was increased from 2m in 58 hours to 4 ill in 23 hours. With modern use of steel fibre reinforced shotcrete undersimilar rock mass quality it is quite usual to excavate 20 m of tunnel with 50m2 cross section in a20 hours working day.The method of applying rock bolts and wire mesh (B + elm), or rock bolts and mesh reinforcedsprayed concrete (B + Smr), is proved to be more expensive than the combination of steel fibrereinforced sprayed concrete and rock bolts (B + Sfr). In addition the two former methods are farmore time consuming and dangerous for the workmen.

References[1] Barton, N., Lien, R, Lunde, J. 1974. "Engineering Classification of Rock Masses for theDesign of Tunnel Support", Rock Mech. 6(4),189-239.[2] Barton et. al. 1992, "Norwegian Method of tunnelling", WT Focus on Norway, World

Tunnelling June/August 1992.


30/100

14

[3] Grimstad, E., and Barton, N., 1993. "Updating of the Q-System for NMT", Proc. Int.Symp. On sprayed Concrete - Modern use of Wet Mix Sprayed Concrete forUnderground Support, Fagernes, pp 46-66. Norwegian Concrete Association, Oslo.

[4J Grimstad, E., 1996. "Stability in Hard Rock Affected by High Stress and Supportedby Sprayed concrete and Rock Bolts", Proc. Second Int. Symp. on Sprayed Concrete -Modern use of Wet Mix Sprayed Concrete for Underground Support, Gol, pp 75 - 84.Norwegian Concrete Association, Oslo

[5J Kaiser, P.K. and Tannant, D.D., 1997, "Use of Shotcrete to Control Rockmass Failure"Proceedings, International Symposium on Rock Support- Applied Solution forUnderground Structures, Lillehammer, pp 580-595. Norwegian Society of CharteredEngineers.

[6] Chryssanthakis, Panayiotis, 1997, "Adaptation of Norwegian Underground Technology toInternational Projects - The Derivation of Rock Mechanical Parameters for NumericalModelling Internal report no. 592046-5 NGI

[7J Grimstad, E. 1999, "Experiences from the Excavation under High Rock Stress in the 24,5km long Laerdal Tunnel. Proceedings, International Conference on Rock EngineeringTechniques for Site characterisation, Nill..M,Bangalore, India, Dec. 1999.

[8] Grimstad, E. and Kvale, J. 1999, "The Influence of Rock Stress and Support on the Depthof the Disturbed Zone in the Laerdal TunneL A key to differentiate the Rock Support.Proceedings, ITA World Congress, Oslo, June 1999.

[9] Personal communication with Stig Lillevik, Norwegian Public Road Authority.


31/100


32/100

oC


33/100

(

cNZ_JFWa:ozo_JWCc< 1 :c

. , P " " '4r" ".~\I./. ......\ SC l) i f . . . . !o .:..j...j, . . . . . . . . . .=, .-10CIt)


34/100


35/100

(


36/100

0C< CNZ< C( .J0I-Wa : :0z00

_JWC

ICC-J-F:J< C_J


37/100

ocNZ-II= -W0:oZoo-IWCCc

- : , : ., , - , ., ..:,- .....Q~ :... .. . . . . , .= .: . - . : - ..:t.;...,.......L.~= ..,-,,' .~ .. :., . . . . . . . . . . .: .: .. . :-,.- ., ,"." - . - - . : . , _ . , ..,, 0 . . .:~ . . . . . ... :~ ..

... ~.

. f I I I. ' \ . . . .. , . , .= . . . . ..Q..Q.. . ' : . : : , , : . " , ; - : : : _ . . , _ - , , : : : . " . _ : . _ : , : ' . , . . 1 ~\ .. " ....." e IIII. .'... _ . . " . . . . ..8'\. . . . . . . . . . .= .=r J .. . . . . . . .


38/100


39/100


40/100

i

!.. ".

..


41/100

.!-"

n:o"-. \!:lZ9>l-= >~ ~'lLLJi Coc iI--'Li:o0:o,_JwZz~I-


42/100

(


43/100


44/100

~.-"T---._.i


45/100

(


46/100


47/100


48/100


49/100


50/100

occ : cNZc : c..JoI- -Wa:ozoo

. . . . .--D.U)fl)-ce noe. . . .fl)0.

.... -, ... ", ... _ " .

. . . . . . . . . . . . ~ .. 0" ' : ' - - _ ' . - -_ ..


51/100

SEMINARIO 2000

METODO NORUEGO DE TUNELERIA9 -11 de Mayo 2000SANTIAGO - CHILE

Planlflcaclon y construccionde carreteras en generalyde ttineles en especialen Noruega

Tone NakstadIngeniero Civil/ MBA

Direcci6n de Carreteras de Noruega


52/100

2

PLANIFICACION Y CONSTRUCCION DE CARRETERAS Y TUNELES EN NORUEGA.1. Informacion general sobre la Direccien de Carreteras

La Direccion de Carre teras tiene la responsabilidad de la planificacion, la construccion, elfuncionamiento y el mantenimiento de la red nacional y regional de carreteras en Noruega,Tambien esta encargada de la inspecci6n del estado de los vehfculos y de los conductores.EI organismo toma las decisiones y elabora las directrices para la construccion de lascarreteras, el mantenimiento de los vehfculos y la educaci6n de los conductores. Elorganismo esta encargado de la oferta de los transbordadores de las carreteras nacionales.Con la excepcion de grandes proyectos de puentes, la Direccion de Carreteras tiene elpersonal y los conocimientos necesarios para salvaguardar toda la cadena de valores desde laplanificacion hasta finalizar la carretera, asf como el funcionamiento y el mantenimiento, En10 siguiente describimos algunas de nuestras experiencias y los metodos que aplicamos conrespecto a la construcci6n de carreteras en general y la construccion de nineles en especial.Si surgen preguntas, la Direccion de Carreteras puede suministrar informacion mas detalladasobre los temas que apuntaremos abajo.

2. EI proceso de planificacion de proyectos de carreteras en NoruegaEI proceso de planificacion de proyectos de carreteras en Noruega es largo y, de cierta forma,muy complicado. Hay muchas partes involucradas, con diferentes funciones yresponsabilidades. EI proceso esta regulado mediante diferentes leyes y reglamentosparticulares a Noruega. En 10 siguiente voy a describir dos procesos fundamentales ennuestra planificacion, que tambien se utilizan en otros paises, Estos son independientes delas demas nonnas. Los dos procesos enfocan elementos importantes que se elaboran en lasfases posteriores del proyecto.

2.1 AmlHsis de consecuenciasLa Direccion de Carreteras ha desarrollado un metoda para analizar las consecuencias 0 losimpactos de los proyectos. Se exige legalmente el uso de este metoda para proyectosespeciales. Adernas, la Direcci6n de Carreteras emplea este metodo en la rnayorfa de susproyectos de construccion, El metodo divide los impactos en dos categorfas:* Impactos con precio: Consecuencias que pueden ser evaluadas en terrninos de costo.

Ejemplos de esto son:- Costos de inversion- Costos de tiempo del recorrido ymantenimiento- Costos de funcionamiento de losvehfculos- La utilidad del trafico reciencreado

- Costos de desventajas- Costos de accidentes- Costos de funcionamiento- Costos de transbordadores

Costos de transporte colecti vo


53/100

Estimacion decostos unitarios

* Impactos sin precio: Consecuencias que no pueden evaluarse en terminos de costo.Estas consecuencias se evahian con respecto al valor, la magnitud y la importancia delas diferentes alternativas.Ejemplos de esto impactos son:- Calidad del transportePatrimonio cultural y ambiente

cultural- EI acceso de ciclistas- La imagen del paisaje- El ambiente local

- Agricultura y pesca- Recreaciones al aire libre- Georecursos e hidrorecursos- EI modelo de las urbanizacioneslocales

Este analisis no indica directamente un metodo para dar priori dad a proyectos que se deseanrealizar dentro de un marco economico, pew el metodo dan! informacion relevante que sepuede usar como parte del fundamento para tomar las decisiones.2.2 Amilisis de inseguridad

( Todos nuestros proyectos de construccion contienen una variedad de inseguridades. EnNoruega, durante los ultimos afios, se ha enfocado mas a las inseguridades de los proyectosde inversion en general. En relaci6n a esto, la Direccion de Carreteras ha introducido unmetodo de calculo que se basa en el principio del calculo sucesivo. El metodo exige que seestab1ezca un grupo de recursos, compuesto por personas con mucha experiencia enproyectos similares. Es importante que el grupo consista de personas de diferentesprofesiones y por 10 tanto representen diferentes experiencias. Tambien intentamoscomponer el grupo de tal manera que haya un equilibrio con respecto al nivel profesional,sexo y edad. EI grupo trabaja en conjunto, segun el metodo que se expone abajo. Elresultado de este trabajo da una base importante para la evaluaci6n y el seguimiento delproyecto.

Definir el objetivodel trabajo

\\,


54/100

Definir el objetivo del trabajoPara que el trabajo del grupo sea sistematico y eficiente, hay que comenzar fijar las metas ylos marcos de la sesi6n del grupo. La magnitud del proyecto tiene que definirse, y hay quefijar un valor de la inseguridad del presupuestos del proyecto.Influencias intemas yextemasPara conseguir que el presupuesto de gastos sea realista y que incluya todo, hay que exponertodas las fuerzas internas y externas que tengan influencia sobre el proyecto. Es importanteque se expongan todas las condiciones que hacen especial el proyecto en cuesti6n. l.Cmilesson las condiciones cambiantes? Las condiciones relevantes se sistematizan y se destacan lasmas importantes. Estas evaluaciones se incluiran como suplemento al calculo paraincorporar la consecuencia de las influencias y los rasgos del desarrollo, para 1 0 cual se haceparticipar a todo el grupo en una sesion de inspiraci6n para crear ideas.La estructura del calculoPara asegurar una buena visi6n general el proyecto, hay que elegir una estructura que seaapropiada al proyecto en cuesti6n, y no usar demasiados elementos/factores. Demasiadainformaci6n detallada impedira la visi6n general y hara demasiado grande la cantidad deltrabajo. La estructura debe seguir la estructura estandar al nivel superior y de ahf adaptarsede manera que los participantes del grupo se ubiquen y que sea l6gico con respecto alasdisiplinas. La estructura tiene que comenzar en forma general y despues se va detallandosegiin las necesidades.Estimaci6n de precios I costos unitariosPara asegurar una imagen realista de los gastos de cada nivel I partida del calculo y cada unode los factores importantes de influencia, hay que evaluar muy detenidamente lospresupuestos. Se indican tres calculos, el inferior, el superior y el mas probable. Seintroducen los valores al programa y se calcula el nuevo presopuesto del proyecto.CaIculo del costo total yevaluaci6nEI grupo tiene que evaluar el resultado del calculo antes de que se pueda llegar aconclusiones. Hay que asegurar que el resultado sea aceptable para todo el grupo, y queparezca razonable. Tiene que evaluar si toda la informacion accesible haya sido tornadoconsideraci6n suficientemente.

4

Si la evaluaci6n del resultado de los calculos indica que el calculo es inseguro, hay queseguir la elaboraci6n del calculo. En algunos casos se corrige la divisi6n de las partidas,pero a menudo es suficiente ajustar uno a varios valores. El proposito del metodo es poderproporcionar infonnaci6n precisa, solo calculando las partidas con valor de inseguridadmayor.

Conclusion del presupuesto de gastosCuando el resultado de los calculos esta aceptado por todo el grupo, se propone unpresopuesto basado en eso. En el infonne hay que incluir los presupuestos yrecomendaciones importantes.


55/100

Plan de acci6nSe hace un plan de como explotar las posibilidades y prevenir/enfrentar el riesgodeterminando el trabajo anterior. Un ejemplo de posible seguimiento puede ser realizar unanalisis de valores 0 reevaluar las soluciones del proyecto.Este proceso de analisis de inseguridad se realiza en varios fases del proyecto y el resultadoda informacion importante en la gesti6n del proyecto. Para muchos de nuestros proyectos detiineles, la geologia es una de las condiciones mas inseguras. Por 10 tanto es de granimportancia dar atenci6n a los estudios geo16gicos y basarse en ellos para calcularadecuadamente la cantidad de soporte en el presupuesto. Durante la fase de construccion,esto se hace parcialmente con un seguimiento del consumo de los materiales de soporte enrelacion a 10 planificado y, si se detectan variaciones sustanciales, se puede hacer un ajuste,tanto en el procedimiento como en el presupuesto. No obstante, es importante estar concientede que tambien otras condiciones pueden influir sobre los gastos totales. Como principiogeneral, en el seguimiento de los gastos durante la construcci6n, los grandes proyectos sepueden subdividir en varios proyectos menores con condiciones simples, tanto en terminosde tiempo, como de costos y calidad. Basado en los analisis de inseguridad repetidos, seasegura que el manejo del proyecto siempre esta enfocado hacia las condiciones masimportantes.

3.1. Sobre construcciones de tiineles en general3. Construcciones de ttineles de carreteras en Noruega

Dado el variado paisaje, con tantas montafias altas y fiordos largos, es un desaffo construircarreteras en Noruega. POl' otro lado, es un pafs relativamente grande con urbanizaci6naislada. POl' 10 tanto, el volumen de transite fuera de las ciudades mas grandes es bajo. Hasido necesario desarrollar metodos para la construccion de carreteras que sean relativamentebien transitables con costos bajos. Tenemos 895 tuneles en nuestra red de carreterasnacionales y regionales y, de elIos, 23 son tiineles bajo el mar. En total, 631 km de nuestrared nacional de carreteras son nineles, El tiinel de carretera mas largo esta por abrirse y es de24,5 km con una cobertura de 1500 m.3.2. Directrices para la construcci6n de ninelesLa Direcci6n de Carreteras ha elaborado sus propias directrices para la construccion denineles. En 10 siguiente se expondran los principios generales de las directrices para losnineles submarinos, EI prop6sito de estas directrices es hacer a los conductores capaces demoverse de un punto a otro en una manera segura y cuando ellos quieran. En la evaluaci6nde la soluci6n que se elige, hay que incIuir en el prop6sito del producto final a losconductores, al media ambiente y a los que posteriormente van a trabajar con elfuncionamiento y el rnantenimiento. Entonces, condiciones que no estan inclufdas en lasdirectrices, tambien se taman en cuenta para tener la mejor soluci6n y un cumplimientoseguro y correcto.

5


56/100

* Investigaciones preliminaresLas investigaciones geologicas tienen que contener un estudio del macizo rocoso deambos lados del fiordo. En las primeras etapas del estudio de prefaetibilidad seraneeesario realizar un estudio geoffsico para registrar el fondo del mar y la coberturaentre el uinel y el fondo del mar. Luego, se realiza refracci6n de sismica de tramosespeciales. Durante el estudio de faetibi1idad, se haran mediciones sfsmicas a 10 largoy a 10 ancho del trayecto en cuestion. De esta manera se define la direeci6n de posibleszonas debiles (por ejemplo fallas) y la ubicaci6n de la superficie de la roca y, por 10tanto, se puede ajustar el trayecto del ninel conforme ala caIidad de la roca.

6

En el estudio de factibilidad tambien se debe de realizar perforaciones conrecuperacion de micleos (testigos) para registrar el grade de fracturamiento, Ia situaei6nde vias de agua y el caracter de posibles zonas debiles, Las perforaciones tambien sepueden utilizar para realizar diferentes investigaciones geoffsicas suplementarias, porejemplo la tomografia sismica, mediciones de resistividad y pruebas de Lugeon.En casos especiales, cuando es necesario definir la cobertura entre el uinel y el fondodel mar con gran seguridad, se pueden hacer perforaci ones de control desdeembarcaciones. La cobertura mfnima de roca entre el tunel y el fondo del mar enNoruega esta definido a los 40 metros,

* El disenoCon punto de partida en el transite promedio pOI' dia y afio (TDA) y la longitud delninel, los nineles se dividen en 6 clases, Las clases definen la cantidad de vias, eldisefio de nichos y la distancia entre ellos, tipos de instalaciones de seguridad,iluminaci6n y ventilaci6n. La clase del tunel tambien indica el perfil del tunel quenormalmente se usara en los diferentes casos.La necesidad de una pista de adelantar debe considerarse igual como para carreterasnormales. En pendientes que son mas largas que 1 km Y mas inclinado que un 6% ,hay que construir una doble pista cuando el TDA es mayor de 3000.En nineles largos (con pendientes mas largas que 1 km) hay que construir 2 uinelesparalelos cuando el TDA sobrepasa 5000 y el tunel es mas inclinado que.un 6%,

TDA(transite pOI'hora)'1!}ixT9,5

~' .

0,5 2.5 5 7,5 10 12,Largo de tiinel en km Un corte transversal de un ninel tfpico


57/100

* Construcci6n y sop0l1e de un tunel bajo el marPara construir nineles bajo el mar, es necesario hacer sondeos exploratoriossistematicos, Dos perforaciones de 30 metros, con un traslapo de 8 metros, son elminimo propuesto. En zonas con fallas, riesgo de filtraciones de agua 0 donde hacefalta controlar la cobertura de roea entre el ninel y el fondo del mar, se perforan variosagujeros adicionales. Hay condiciones de que el material y el equipo de inyecci6ntiene que haber llegado a proyecto antes de que se empiece la construccion del tunel,Tuneles bajo el mar son mas vulnerables a filtraciones ineontrolables y, pOl' 1 0 tanto,los requisitos para la eapacidad de bombeo son mas rlgidos, comparado con ttinelesnormales, Ademas, tiene que tener en encofrado eerea del frente, que se puede utilizarpara poder cimentar el frente en caso de emergencia.Los trabajos de hormigon y de hormig6n proyeetado se realizaran segiin la c1aseambiental MA (muy agresivo). Los pernos instalados en la zona de agua salada serantratados en la superficie con una combinacion de galvanizacion a calor y barnizadocon epoxy.

* DrenajeHay requisito de mayores dimensiones del sistema de drenaje en los ninelessubmarinos que en los nineles comunes. En zonas donde la cafda es menor que de1%, la capacidad debe ser el doble en relacion a la capacidad calculada segun lasespecificaciones tecnicas,Tambien es requisito construir un deposito de agua de seguridad, que tenga lacapacidad de dar eabida a una entrada de agua filtrada durante 24 horas, en caso de unposible paro de la bomba.

I, ) lit ...., .. ,.c............o ..... : .. :, .... , ... \ .. ,.. .: ... '","__ d.__t V ~ I.;;~ .",--- ; ,: .'">""'; ;"EI estaci6n de bombeo ELdeposito de seguridad

Plano de un deposito de bombeo* Instalaciones de seguridadSe ha elaborado un grafico propio, que indica los requisitos mfnimos de diferentes

instalaciones de seguridad, segun las diferentes clases de tiineles. Al principio del

7


58/100

proceso de planificacion, es importante llegar a un acuerdo sobre el nivel deseguridad, con los bomberos encargados de la zona.Instalaciones Las clases de tiineles Notas Exigencia0 Evaluaclon

A B C D EI Ell

Nichos de averias 0 Nichos para dar la vuelta 0 - - Abertura al traves por cada 250 metros ePosibilidad de evacuaci6n a pie 0 0 0 0 nineles paralelosElectricidad, iluminaci6n yventilaci6n Propias cxtgenclasSuministro de electricidad deemcrgencia Luces de conducir 0 La distancia ca 62,5mTelefono de servicio 0 Clase A : Por cada500 m8: Por cada500m (en nicho deavena)C : Por cada 375m (en nicho de averia)D : POT cada 250 m (amboslades)

EI : Por cada 500m en cada tunelEll : Por cada250men cada ninel

Extintor de incendios Clase A, B : Por cada 250 mC, D: Por cada 125mEI : Por cada 125m en cada tunel

Ell: Por cada 62,5 m en cada tunelHidr6foro 0 0 0 0 0 0Letrero de emergencia y salida Sefial de luces para entrar - 0 Clase A y B: Instalaci6n en nineles malargo que 500 1l1.Barreras manua1es_p~racerrar 0 Barreras automatic as puede utilizarLuces de gobiemo de trans ito - - 0 0 0 0Vigilancia de carnaras detelevision - - - 0 0 Comunicaci6n por radio Telefono celular 0 0 0 0 0 0Control de altura de los vehfculos 0 0 0 0 0 0

* La iluminacion8


59/100

Can respecto a la luz, se divide tecnicamente el tunel en una zona de entrada, unazona de traspaso y una zona interior. Hay requisito del nivel de luminancia enporcentaje de 1a luminancia de adaptaci6n para cada zona, como funci6n de los Iimitesde velocidad y cantidad de trafico, La iluminaci6n del trinel tiene que adaptarseautomaticamente a las condiciones de luz exterior.

('20000km/h km/h km/h km/h

Zona de entrada (1) 1.5 % 3,0% 2,5% 5,0% 5,0%Zona de traspaso I (2) 0,3% 0,6% 0,5% 1,0% 1,0 %Zona de traspaso II (3) 0,06% 0,12% 0,1 % 0,2% 0,2%Zona interior (4) 2cd/m2 2cd/m2 2cd/m2 2cd/m2 4-6

cd/m2

Limite de Largo de Largos de zonasde

Ivelocidad zona de traspaso (m)(lan/h) entrada I II(m)50 40 70 7060 50 80 8070 60 100 10080 70 110 110190 75 120 120

9


60/100

* VentilacionEn Noruega se utiliza ventilacion longitudinal y, eventualmente, con torre deventilacion / galerfa transversal. Se han fijado lfrnites para el nivel permitido de CO,gases nitrosos, contaminacion visible y velocidad maxima del aire.En algunos nineles tambien hay instalaciones de purificacion del aire. En el ninel deLrerdal habra una instalacion de purificacion del aire, tanto para particulas como paraN02.

(

Plano del principio de ventilacion longitudinal.

10


61/100

Concentraci6nde CO (ppm)

1/2 L LLargo del tiinel (L)

.. I'Concentraci6n del fondo

Coneen tracionde N02 (ppm)

11

1,5 .. ~ ." _

II.C~~ ..e~t~aci6n del fqndo ....1I2L

I. IL

Largo del tiinel (L)Valores HOOtede concentraci6n de CO y N02. La concentraci6n del fondo varia delugar a lugar.

4. Diferentes model os de contratoHay varios modelos diferentes de contrato entre el propietario y el contratista. En unextremo se encuentran los Have en mano 0 contratos BOTI BOOT. Estos modelosimplican que el contratista proyecta y finaliza el producto, segun una descripci6n de lafuncion dada por el propietario. El otro extremo es que el propietario mismo realizatodo el estudio y la planificaci6n detallada y que se le paga al contratista,periodicamente, pOl'avance de obra.Diferentes sistemas politicos y condiciones basicas externas, juntos con elconocimiento y el perfil de inseguridad del propietario, seran las condiciones masimportantes que influyen sobre la eleccion de modelo de contrato.La Direcci6n de Carreteras, como propietario, ha elegido un intermedio entre los dosextremos. Hemos probado varios modelos, pero todos nuestros contratos, en general,estan conformados como contratos de precios unitarios. En este modelo, elpropietario elabora los documentos de licitaci6n, que contienen la mejor evaluaci6n lasituaci6n. El documento de licitaci6n contiene una lista de diferentes tipos de soporte


62/100

Costo d el p ro ye cto

y una estimacion de sus cantidades, a las cuales los contratistas ponen precio. Todaslas cantidades que se indican en la base de la oferta son regulables.

Riesgo de p rop ie ta ri o0%

Riesgo de cont ra ti sta100%

Con tra to s d e

100% 0%Cuando surgen problemas con la mea, el propietario y el contratista los registranjuntos de la mejor y mas practica manera para solucionarlos. De esta manera, elcontratista sera pagado por la solucion optima - ni mas ni menos.La idea de este sistema de contratacion, es crear una atmosfera de colaboracion entrelas diferentes partes cuando se encuentran con condiciones geologic as inesperadas, ala vez que se mantiene la competencia completa en el proceso del concurso de lasofertas. Este sistema depende, especial mente, de que el propietario tenga buenosconocimientos de la ingenierfa geologica y pueda tomar las deciciones inmediatas.

5. ResumenEsto fue solamente un resumen de algunos de los principios mas importantes en loscuales nos basamos para la construccion de tiineles en Noruega. Es importante vertodo el proceso en conjunto, de manera que las experiencias del cfrculo de Iaplanificacion, la construccion, el funcionamiento y el mantenimiento de nuestrosnineles siempre contribuyan a mejorar las rutinas y las directrices que utilizamos. Noobstante, la Direccion de Carreteras opina que nosotros, en colaboracion con loscontratistas en Noruega, hemos desarrollado un concepto bueno y barato. Esperamosque otros parses tambien puedan aprovechar nuestra experiencia y competencia enesta area.

12


63/100

9 -11 de Mayo 2000

SEMINA RIO 2000

METODO NORUEGO DE TUNELERIA

SANTIAGO - CHILE

Experiencias en la construccion de nineles submarinos de carreteraen Noruega

Ingvild StorasIngeniero CivilDirecci6n General de Carreteras de Noruega


64/100

EXPERIENCIAS EN LA CONSTRUCCION DE TUNELES SUBMARINOS DECARRETERA EN NORUEGA.Introduccion

EI primer tunel submarino de carretera en Noruega, denominado el ninel de Varde, fue construidoen el periodo de 1979 a 1982. Posteriormente , se han finalizado otros 17 tiineles submarinos decarretera, ademas de 5 que se estan construyendo I completando, 10 que nos da un total de casi100 km de tuneles submarinos de carretera en Noruega.

.. Comph~:t~

Ellargo de los tuneles varia desde el del tiinel de Kvalsund, que mide 1650 metros, al del uinel deBemlafjord, de 7921 metros. La profundidad bajo el nivel del mar varia de, aproximadamente,50 metros a 260 metros, siendo los nineles mas largos tambien los mas profundos.EI grado ascencional (pendiente) maximo en los tuneles submarinos en Noruega es de 8 a 10%.La mayorfa de los nineles estan construidos con dos pistas de conducci6n, pero algunos ninelestambien tienen una pista para adelantar. Tuneles que tienen una pendiente mas empinada que 6%en mas de un kilometre y un trafico por dfa al afio mayor que 3000, tienen que cumplir unrequisito de tener una pista extra para adelantar.En Noruega varia mucho la cantidad del trafico en los nineles submarinos. La cantidad de traficomas baja se encuentra en el tunel de Bjorey, con un promedio de trafico por dia al afio de 350.


65/100

Figura no. 1. Mapa sobre los nineles submarinos en Noruega.Planiflcaclrin e investigaciones preliminares

2

Antes de construir un ninel submarino, hay que realizar investigaciones preliminares bastanteamplias. Estas investigaciones incluyen estudios geologicos e investigaciones sfsmicas, Laeleccion final del trazado se hace despues de una revision de estas investigaciones.Lo siguiente es especial en la construccion de tiineles submarinos:

* La superficie de la roca esta bajo del aguaLa geologfa es de diffcil accesibilidadSon caras las investigacionesExiste el peligro de filtracion de agua

***La cobertura mfnima aceptable y el grado ascensionaI define el largo del tunel, La minimacobertura recomendada es de 50 metros. Una cobertura que sea menor que 10 recomendado,exige investigaciones preliminares muy detalladas y, solamente en casos especiales, se aceptanmenos de 40 metros.Las experiencias de ttineles submarinos noruegos indican que en muchos casos se ha elegido unaalternativa con la cobertura mucho menor: en el ninel de Godoy no es mas de 17 metros. Elpeligro de problemas durante la construccion del ninel aumenta con la reduccion de la cobertura.El grafico abajo indica los datos sobre los nineles submarinos en Noruega que estan abiertos parael trafico, con la cantidad de trafico, la pendiente maxima, ellargo y la profundidad maxima.

Tunel Trafico pOl'dfa al Ascenso maximo Largo (m) Profundidadano (%) maxima (m)

Hvaler 1300 10 3751 -120Flekkerey 1060 10 2327 -101Byfjorden 2800 8 5875 -232Mastrafj orden 3000 8 4424 -132Bjorey 350 10 2000 -85Fannefjord 1150 8,5 2743 -100Freifjord 1850 9 5086 -132Ellingsey 2700 8,5 3520 -140Valderey 2250 8,5 4222 -145Godoy 725 10 3844 -153Hitra 635 10 5645 -264Nappstraumen 600 8 1780 -50Sleverfjorden 100 8 3200 -110


66/100

Tromsy~')und 6730 8 3500 -101Kvalsund 500 8 1650 -56Maursund 600 10 2122 -92Nordkapp 280 10 6600 -212Varde 670 8 2892 -88

3

Los gastos de las investigaciones preliminares varian mucho de proyecto a proyecto. Los costosde la planificacion y de las investigaciones locales normalmente son calculados en montos queascienden entre 2000 y 4000 coronas noruegas por metro (US$ 250.- YUS$ 500).Experiencias posteriores han conllevado a que se haya optado pOl'usar mucho mas medios en lasinvestigaciones preliminares en algunos proyectos.En el ninel de Bjorey se encontro una zona dificil, de fallas geologicas con tipos mas jovenes deroca, 10 que creo grandes problemas para el contratista. Las experiencias de este proyectocausaron retraso de la apertura del ninel de Freya e investigaciones preliminares mas ampliasantes de su construccion. El trazado tambien se cambio. Para el ttinel de Fraya se realizaroninvestigaciones preliminares por aproximadamente 15 millones de coronas noruegas (US$1.875.000). Igualmente, los problemas con el ttinel del fiordo de Oslo causaron que se optara porrealizar perforaci ones con recuperacion de nucleos a 10 largo del trazado en Skatestraumen, enuna zona con baja actividade sismica,La experiencia de las perforaciones indica que es muy importante realizarlas en un vinculo desdela frente, de manera que se perfora al borde superior del perfil.

Las obras del ttinelTodos los tiineles submarinos en Noruega se han hecho con perforaci on y tronaduraconvencionales. Para construir tiineles submarinos, se realizan sondeos exploratoriossistematicos. Esto se hace para develar las condiciones de la roca y posibles zonas acuiferas,suficientemente pOl' del ante de la frente como para poder tomar las medidas necesarias. Lamagnitud de los sondeos exploratorios varian tanto entre los diferentes proyectos como dentro deun solo proyecto, segun las condiciones esperadas de roca, la cobertura y las experiencias que sehacen en el transcurso del proyecto. Normalmente, se elige un nivel mfnimo para todo el trayectosubmarino. En zonas donde se esperan debilidades, riesgos de filtraciones de agua 0 donde hacefalta controlar la cobertura, se perforan mas agujeros de sondeo.

Aunque se hayan realizado investigaciones preliminares muy profundas, uno nunca puedeprotegerse contra sorpresas por el camino. Buenas investigaciones preliminares no puedenreemplazar los sondeos exploratorios y las investigaciones que se realizan durante el avance delproyecto. Las experiencias del tiinel del fiordo de Oslo y el tunel de Bjorey son buenos ejemplosde esto.


67/100

Requisitos de densidad e inyeccionLos requisitos de densidad varian entre los diferentes proyectos. Los requisitos mas rtgidosgeneralmente son para los de bajo tierra, donde existe peligro de reduccion del nivel de aguassubterraneas y posibles dafios de asentamientos en edificios.La cantidad de filtraci6n de agua en el uinel varia mucho en relacion al tipo de roca, el modelo defisuras y la cantidad de minerales arcillosos en las fisuras.Con la tecnologfa de hoy es posible hacer un tiinel practicamente tan dense como uno desea.Cuales son las exigencias de densidad que se establecen, es una evaluaci6n en la cual la economiay el tiempo son factores importantes. En los tuneles submarinos, antes que nada, hay que tomaren consideraci6n la capacidad de bombeo, el peligro de lavado del material de las fisuras ypenetraci6n descontrolada de agua, que son los factores decisivos para determinar las exigencias.

4

Las experiencias han indicado que la filtraci6n de agua al ninel se reduce con el tiempo. Lafigura abajo indica el desarrollo de la filtraci6n de agua para varios tiineles, desde el afio de laapertura hasta el afio 1996. Puede parecer que los nineles tienen cierto efecto de autotaparse conel tiempo.

Filttraci6n de agua en algunos tuneles ano de la apertura y en1996

50 0450400

F : 35 0":


68/100

del bombeo se decide por los requisitos establecidos para el tiempo de funcionamiento y de parade las bombas en cuesti6n. La normativa de la Direcci6n de Carreteras indica que hay que tenerun deposito de seguridad que tenga un vohimen que corresponda a la filtraci6n de agua par unminimo de 24 horas.

El tiempo y la econornfa que se usa para la inyecci6n tambien tiene que ser evaluada en relaci6nal tiempo y los costas de aseguramiento contra el agua y la helada. Un ninel bien tapado puedesignificar reducciones en los costos de aseguramiento contra el agua y la helada. En lugar deasegurar todo eI tunel contra la filtraci6n, puede ser suficiente asegurar los puntos de filtracion enalgunas zonas.En Noruega, iiltimamente, se ha usado solamente material de inyeeci6n basado en cemento. Laeleccion del material de inyecci6n se hace basandose en la magnitud de la filtracion de agua, eltipo de roca, la cobertura y los requisitos de densidad. Principalmente se usa cemento industrial.

5

Se ha visto dificil planificar la cantidad de filtraci6n de agua y la inyeeci6n en base a lasinvestigaciones preliminares. La figura abajo muestra la inyecci6n planificada y la efeetuada ennineles submarinos finalizados en Noruega.

lnyecclcn planificada y la efectuada en tlineles submarinesfinalazados en Neruega

700600

Q) 500~~Q)400'-Q) 300_

CT>: : : s : : : : 200100

0 ~I1 _

-]oPlanned III DoneFigura no. 3. Inyecci6n planificada y la efectuada en nineles submarinos finalizados en Noruega

AseguramientoCuando se construyen tuneles en Noruega, la roca en sf eonstituye el material principal deconstrucci6n. El aseguramiento de la roca se usa solamente para reforzarla donde sea necesario.


69/100

I I I Done

El aseguramiento (fortificacion) temporal es decidido por el contratista y el aseguramientopermanente es la responsabilidad del propietario. La cantidad de material de fortificaci6n esdefinida por la calidad de la roca, la que varia mucho.Los metodos principales de aseguramiento es empernar la roca, aseguramiento con hormigonproyectado y fraguado de horrnigon,Hormigon proyectadoEl uso de hormig6n proyectado ha aumentado de manera importante en los ultimos afios. Elnuevo hormig6n proyectado, que se endurece rapidamente con acelerador libre de alcalis, encombinacion con empernamiento y areos de hormigon proyectado, en gran parte ha reemplazadoel fraguado de hormig6n.El usa de hormigon proyeetado ha aumentado de 0,7 - 1,0 m3/m de ninel a 1,5 - 2,0 m3/m detrinel en los nineles nuevos. Anteriormente habra requisito de ealidad C25 del hormigon en losnineles submarinos, pero se vi6 que esta calidad era demasiada mala y aetualmente el requisito esde C45, para el uso de hormigon proyectado en nineles submarinos.A la vez que se ha aumentado de manera signifieante el uso de hormigon proyectado, se hareducido la cantidad de fraguado de hormigon de manera correspondiente,

La cantidad planificada y efectuada de hormlqon de lnyecclcn4

3,53

Q) 2,5--+---'Q)E 2. . . _ _ _"JE 1,5

10,50 cr::: : g :

6

Figura no. 4. La cantidad planificada y efectuada de hormigon proyectado


70/100

Costos

El uso de perllosEl usa de pelllOS es el metoda de soporte mas usado en Noruega. Generalmente se usan lospernos junto con hormig6n proyectado.Hay requisitos especiales de tratamiento de la superficie de los pernos en la zona de agua salada.Los pernos tienen que ser tratados con una combinaci6n de galvanizaci6n a calor, de 80 11deespesor, y barnizados con polvo epoxftico u otro tratamiento de la superficie que da la protecci6ncorrespondiente contra la corrosion.Las experiencias de Noruega indican grandes variaciones en 1afrecuencia de pernos, desde 1,7 a 7pernos por metro de tunel. Especialmente en los primeros nineles submarinos que seconstruyeron en Noruega, habfa uso intensivo de pernos.

Hay grandes variaciones en los costos de construcci6n de los nineles submarinos. Lascondiciones de 1aroca son las mas decisivas para 1asuma final de los costas.Para los nineles submarinos fina1izados en Noruega, los costos totales de la construcci6n varianentre 35.000 y 115.000 coronas noruegas (US$ 4.800.- y US$ 15.500.-) por metro de tiinel(coronas del valor de 1998)La figura ilustra esto, indicando tambien que los nineles han llegado a ser mas baratos. El costotan alto por metro para el tunel de Trornsey, se debe a que e1ninel se construy6 con doble cursode march a (es decir dos tuneles).

7


71/100

8

Costos por metro de tunet (en coronas de 1998)140000

. . . . : 120000.::I=n 100000n~. . . _ _ _ _ _Q.) 80000 - m~>--illE'- 60000 --illCL. . . . : 40000yI=== 20000

0 -C>::

Figura no. 5. Costas par metro de ninel (en coronas de 1998)Para nineles noruegos con un trafico media por dfa al ana de aproximadamente 5000, los costosde la construcci6n de un ninel se repartiran aproximadamente asf:Costas de administraci6n, el contratista:Las obras del tunel:

15 %35 %Trabajos posteriores I completaci6n: 25 %

Instalaciones electicas y terminaciones: 25 %Ademas los costas de la adrninistraci6n del propietario de unos 15 %.Experiencias del funcionamientoLos costas anuales de funcionamiento de los tiineles submarinos varian mucho entre losdiferentes nineles. Tambien hay grandes variaciones de ana en afio para cada ninel, debido a lasnecesidades de trabajos grandes de mantenirniento y cambios de equipamiento.Es importante enfocar las siguientes problematic as ya en la fase de la construcci6n:* Eleccion de material* Corrosion* Eleccion de soluciones


72/100

En un ninel hay una varied ad de instalacion

Seminario Metodo Noruego de Tuneles

Documents

Transcript of Seminario Metodo Noruego de Tuneles