ESTUDIO DE VARIABILIDAD DE COSTES EN EL SOSTENIMENTO DE TÚNELES

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MÁSTER EN RECURSOS GEOLÓGICOS E INGENIERÍA GEOLÓGICA UNIVERSIDAD DE OVIEDO

ESTUDIO DE VARIABILIDAD DE COSTES EN EL SOSTENIMENTO DE TÚNELES

Trabajo Fin de Máster

Ainhoa Goenaga Akarregi

Julio 2016

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ESTUDIO DE VARIABILIDAD DE COSTES EN EL SOSTENIMIENTO DE TÚNELES

3 Agradecimientos

La realización de este proyecto de fin de máster ha requerido la colaboración de varias personas, a las cuáles querría expresar mi más sincero agradecimiento.

En primer lugar, a la Dr^a. María Belarmina “Miny” Díaz Aguado, sin cuya tutela este proceso, que ha sufrido tantos cambios y vueltas de tuerca, no habría sido posible. Por la dedicación y, sobre todo, por enseñarme los fundamentos básicos necesarios para realizar el trabajo.

Aprovecho también para mencionar la calidad de profesorado participante en este máster. Su presencia y motivación a la hora de enseñar ha sido fundamental para el proceso de aprendizaje.

También me gustaría agradecer a los compañeros del máster, que han conseguido que la realización del mismo haya sido un proceso de dos años lleno de buenos momentos y grandes recuerdos.

A la familia y amigos, como no, muchas gracias.

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ÍNDICE

1. INTRODUCCIÓN. ... 7

1.1. OBJETIVOS DEL TRABAJO. ... 9

1.2. SELECCIÓN DE CASOS PRÁCTICOS DE ESTUDIO ... 10

2. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO ... 13

2.1. RMR de Bieniawski (Bieniawski, 1974). ... 14

2.2. Q de Barton (Barton, 1974). ... 16

2.3. Unwedge. ... 18

2.4. ZSoil. ... 19

2.5. Phase2 (Rocscience, 2016). ... 20

3. CASO 1: TRAMO BASAURI-BILBAO. ... 21

3.1. CONTEXTO GEOLÓGICO/GEOTÉCNICO. ... 21

3.2. SOSTENIMIENTO. ... 26

3.3. PREDICCIÓN DE COSTES. ... 32

3.4. ESTUDIO ECONÓMICO DEL SOSTENIMIENTO. ... 34

4. BIMENES I ... 45

4.2. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO. ... 49

4.3. PREDICCIÓN DE COSTES. ... 56

5. GALERÍA DE FOLLEDO ... 60

5.2. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO. ... 65

6. CONCLUSIONES ... 73

6.1. Túnel ferroviario Bilbao-Basauri... 73

6.2. Bimenes I ... 74

6.3. Galería de Folledo. ... 75

6.4. Resumen y conclusiones finales ... 76

7. LINEAS DE FUTURO... 79

8. BIBLIOGRAFÍA ... 80

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RESUMEN

El estudio geológico-geotécnico previo a la realización de una obra subterránea es fundamental no sólo para el diseño de la misma, sino también para mejorar aspectos claves de su desarrollo: seguridad en la ejecución de la obra, optimización de recursos, control de costes, etc. Con el propósito de ahorrar en costes durante las fases iniciales de los proyectos o los estudios preliminares o incluso debido a la premura de plazos en las ofertas y licitaciones, muchas veces se pasa el estudio geológico-geotécnico se realiza de una forma inapropiada, insuficiente o dedicándole escasos recursos. En la mayoría de los casos, el desconocimiento de las características geotécnicas y geomecánicas del terreno conlleva un inadecuado dimensionamiento del sostenimiento (generalmente, con el ánimo de ser precavidos y estar del lado de la seguridad, un sobredimensionamiento del mismo), que se traduce en un sobrecoste que muchas veces supera el gasto que ocasionaría un buen estudio geotécnico previo.

En este trabajo se parte de tres casos prácticos de túneles ejecutados en España en los últimos años para realizar un análisis de los sostenimientos propuestos y analizar el sobredimensionamiento de los mismos. Partiendo de datos iniciales (estudios previos) y datos de obra (publicados u obtenidos de algunas empresas), se ha analizado y valorado la diferencia entre el sostenimiento empleado (sobredimensionado) y el que en realidad podría ser suficiente para cumplir con los criterios mínimos de diseño internacionalmente utilizados. Más aún, se ha cuantificado la diferencia económica que podría implicar el uso de uno u otro sostenimiento. También se ha optado por poner en práctica el cálculo mediante fórmulas analíticas, para contrastarlas con el coste real y deducir su fiabilidad. De esta forma se pretende iniciar el proceso de creación de una línea de compensación entre la inversión de capital en el proyecto base o en el sostenimiento.

Cuando, por insuficiencia de datos, ha sido imposible realizar una correcta valoración del coste real, se han planteado diferentes escenarios posibles para poder realizar las comparaciones pertinentes. No se trata de criticar o juzgar estudios geotécnicos realizados o diseños de sostenimientos llevados a cabo (además exitosamente) en obra, sino simplemente poner de relieve el valor técnico y económico de la optimización del binomio estudios previos-diseño del sostenimiento, con el fin de contribuir a futuras obras, puesto que de este trabajo se ha concluido que esa comparación mediante escenarios podría ser de ayuda para la caracterización del macizo

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ABSTRACT

The previous study of the geomechanical parameters of the land affected by a construction is critical not only to the project design, but also to improve key features of its development: the safety of the work execution, the resource optimization, the cost control... In order to safe costs during the initial phases of the projects or even because of the rush of deadlines in the offers and bids, often the geological-geotechnical study is done inappropriately, or investing limited resources. In most of the cases, the misunderstanding of the geology of the area, and therefore, the lack of geotechnical and geomechanical parameters, involves improper sizing of the sustenance (generally, with the aim of being cautious and be on the side of safety, causes the overdesign of the sustenance), with the extra costs that entails. This oversizing often exceeds the cost that a suitable geotechnical study would imply.

In this paper, three different scenarios of tunnels recently executed in Spain have been treated, to analyze the proposed sustenance and study the overrun. Based on initial data (previous studies) and “on site” measured data (recovered from some publications or obtained from some companies), the economical difference between the applied sustenance (oversized) and the required one (that could actually be enough to fulfil the minimum design criteria used internationally) for each of them has been calculated. Estimation by analytical formulas have also been made, to figure the accuracy of them. In this way a start to the creation of a guide line for investment in project or extra sustenance has been defined.

When a correct determination of the total value of the tunnel sustenance hasn´t been possible to realize due to missing information, different possible scenarios have been taken into account. With those, a correlation with the “on site” measured data and analytically obtained data has been made. The aim of the work done is not to criticize or judge the geotechnical studies or sustenance designs analysed, but simply to highlight the technical and economic value of the optimization of the binomial previous study- sustenance design, in order to contribute to future works. It has been concluded that the comparison with scenarios could be useful for the characterization of the material.

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1. INTRODUCCIÓN.

La realización de obras de gran envergadura, como pueden ser los túneles siempre supone un gran desafío. Desafío que es aún mayor en el caso de túneles de gran longitud y/o gran sección. En todos los casos se presentan problemas e imprevistos a medida que se avanza en su ejecución, muchos de ellos relacionados con el alto grado de incertidumbre de algunos aspectos de los estudios previos, que hacen que estos problemas comiencen muchas veces ya desde la fase de proyecto y se intensifiquen con la mayor longitud de excavación.

Muchas veces surgen las primeras dificultades ya en el estudio geotécnico, y estas dificultades pueden deberse a diversos factores. En ocasiones son problemas debidos a presupuestos limitados o ajustados en su componente de reconocimiento del terreno, que impiden realizar un estudio geológico-geotécnico y un proyecto previo con suficiente grado de exhaustividad. En otros casos los problemas son inevitables: es imposible trabajar con un grado 0 de incertidumbre al referirse a materiales geológicos, ya que analizar las formaciones rocosas en su totalidad es un planteamiento completamente irrealizable. Hay que añadir que estos problemas debidos a características no previstas en el estudio previo aumentan cuanto mayor es la envergadura de la obra (pudiendo poner a los túneles de Pajares como ejemplo principal).

La estimación previa de la geotecnia basada en la calidad del macizo rocoso posibilita el diseño de un sostenimiento básico. Aunque en la mayoría de los casos, por no decir en todos, este diseño termina sufriendo modificaciones, permite obtener un presupuesto base del gasto que supone el sostenimiento.

Este estudio de costes es uno de los temas que menos suele abordarse en los trabajos de investigación, en general más centrados en los aspectos técnicos del diseño y en disminuir el grado de incertidumbre del conocimiento del terreno, cuando la realidad es que el análisis de costes es un factor determinante a la hora de realizar cualquier proyecto geológico/geotécnico. Pero a veces el análisis detallado de las características geológicas y geotécnicas del macizo y la necesidad de profundizar en su estudio o de mejorar su evaluación deja de lado aspectos económicos que son también fundamentales.

El presupuesto a invertir en el estudio geológico-geotécnico depende de la complejidad de la obra: la variabilidad de los materiales, la profundidad de excavación, la complejidad estratigráfica y tectónica de la zona a atravesar… La práctica general recomienda que una inversión adecuada podría ser la que se sitúa en torno al 3% del presupuesto total de ejecución, ya que por debajo de este presupuesto se incrementan notablemente los casos de túneles en los que han surgido imprevistos, y por encima del 3% los casos con imprevistos son mínimos (Waggoner y Daugharty, 1985). Por ello, es fundamental realizar un adecuado estudio geológico-geotécnico que permita evitar o al menos minimizar futuros sobrecostes.

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8 Pero el impacto de la geología y la geotecnia en los precios del proyecto va mucho más allá de ese 3% de coste del estudio geológico-geotécnico. Muchos de los trabajos relacionados con la excavación y sostenimiento del túnel se basan en datos geológico- geotécnicos, por lo que su impacto en los precios puede ser muy elevado. Es decir, un ahorro no demasiado elevado (por ejemplo del 0,5 % en el reconocimiento geológico- geotécnico) puede llevar a inexactitudes en el diseño de la excavación y el sostenimiento, dando lugar a elevados sobrecostes.

De los múltiples aspectos que pueden abordarse en cuanto a parámetros económicos de obra, este trabajo fin de máster se ha centrado en el impacto sobre los precios que tiene el diseño y la colocación del sostenimiento, que a su vez depende de la calidad geotécnica que presente la roca o el material a excavar. Como manifestó ya hace muchos años Terzaghi (1946): “la geología más que ningún otro factor determina el grado de dificultad y el coste de una excavación subterránea”. Esta premisa sigue siendo de plena validez 70 años después.

Para analizar, valorar y cuantificar dicho impacto, se han estudiado datos geotécnicos procedentes de tres obras reales, tres túneles excavados en el Norte de España: un túnel ferroviario en las proximidades de Bilbao, el túnel carretero de Bimenes I de la denominada “Vía de conexión corredor del Nalón” y el túnel de Folledo, una galería auxiliar de los túneles de Pajares. Los tres casos prácticos se han seleccionado por razones de proximidad geográfica, disponibilidad de datos sobre la geología y geotécnica y similares tipos de sostenimiento aplicados, lo que hace que los resultados sean comparables entre sí.

Por ello se han obtenido datos geotécnicos previos al comienzo de la excavación, obtenidos ya sea mediante sondeos, estaciones geomecánicas y métodos indirectos. En algún caso se disponía del diseño del sostenimiento, y en esos casos se ha partido del mismo para realizar el cálculo y la posterior valoración económica. Si no era el caso, se ha realizado primero un diseño básico del sostenimiento para luego proceder a determinar la cuantía del gasto económico que supone.

También se han obtenido los valores geotécnicos reales, medidos en obra. Estos valores son más certeros, no cabe duda, pero no se pueden obtener hasta el comienzo del trabajo. Se ha realizado el mismo trabajo con ellos, calculando el coste económico del sostenimiento a aplicar si se partiera de estos datos.

Con los diferentes cálculos sobre el sostenimiento, se ha realizado un estudio comparativo, con el fin de determinar la relevancia que tiene ajustar al máximo la evaluación de las propiedades previas geológico-geotécnicas y con el fin de proponer diferentes posibilidades de reducción de costes.

Dentro de estos costes analizados, se ha prestado especial atención a la influencia económica del rebote, un concepto totalmente asimilado y asumido en la ingeniería de túneles, que es un gasto aunque no evitable, si al menos reducible y hacia donde se encaminan muchos de los esfuerzos de las principales empresas de fabricación de sostenimiento.

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1.1. OBJETIVOS DEL TRABAJO.

El objetivo general del presente trabajo fin de máster es realizar una determinación básica sobre la influencia económica del estudio geológico en la construcción de túneles, apoyándose en casos reales y por tanto en la experiencia adquirida en algunas obras importantes realizadas en los últimos años. La realidad es que las investigaciones geológicas son más complejas y costosas en los túneles que en otros proyectos de ingeniería civil, pero un buen estudio sigue siendo fundamental para evitar sobrecostes y retrasos imprevistos, a la par que se acredita la viabilidad de la obra.

Se ha definido un marco de actuación, con el objetivo de obtener diferentes determinaciones que posibiliten la determinación de la influencia económica. Ese marco de actuación consta de varios objetivos parciales, encaminados a lograr ese objetivo principal:

- Realizar una estimación del factor de seguridad que se aplica cuando se usan de valores geotécnicos medidos mediante métodos indirectos, sondeos y estaciones geomecánicas. Se presupone que en el transcurso de estos estudios se obtienen valores más conservadores, con el objetivo de asegurar la eficacia del sostenimiento calculado a partir de ellos. En este trabajo se demuestra que, al menos no en todos los casos esto es así.

- Discernir la implicación económica que supone el sobredimensionamiento del sostenimiento debido a la aplicación de ese factor de seguridad que permite ser conservadores durante la ejecución de los trabajos. Es obvio que el hecho de trabajar con hipótesis o valores no exactos implica una diferencia económica con respecto a lo que sería realmente necesario. En el estudio se pretende cuantificar esa diferencia económica, en distintos casos, para obtener una valoración aproximada del rango de desviación presupuestaria. Ajustar al máximo ese sobredimensionamiento sería una posible actuación de cara a disminuir costes.

- Estudiar alguna otra actuación con posibilidades de reducción de costes. Por ejemplo, el porcentaje de rechazo o rebote del hormigón proyectado. En el proceso de gunitado se produce en la mayoría de los casos un porcentaje de rebote del 20%, que implica que se incremente el gasto en hormigón proyectado en esa cuantía. Se pretende estudiar la mejora de este proceso o posibles actuaciones de reducción de costes.

- Aplicar los mismos análisis en obras de ingeniería que transcurren por diferentes materiales. Definir si la diferencia que supone obtener una geotecnia detallada o partir de una más general es parecida en casos de materiales de alta y baja resistencia. Decidir si el gasto del estudio geotécnico compensa o no en todos los casos.

Es importante destacar que el presente trabajo fin de máster no pretende juzgar ninguno de los casos prácticos objeto de análisis, sino simplemente aprovechar una

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10 importantísima y valiosa experiencia que se ha ido adquiriendo en España en los últimos años, que ha hecho que nuestro país sea una potencia a nivel mundial en la ejecución de obras subterráneas. Es importante señalar que en la investigación realizada se ha podido constatar el enorme trabajo llevado a cabo y la calidad técnica de todas las fases del proceso de excavación y sostenimiento de túneles, que ha dado lugar a que los túneles se hayan podido ejecutar con éxito. Simplemente es un análisis a posteriori con el fin de establecer algunas medidas futuras y extraer lecciones aprendidas que puedan servir a afinar los costes en futuras obras.

No se debe perder de vista que el sostenimiento, junto con la excavación del túnel, se lleva con creces el mayor porcentaje de los costes de un túnel. Son los dos principales aspectos a mejorar para disminuir costes; en excavación, sobre todo reduciendo la sobreexcavación innecesaria y mejorando la sección final excavada, de modo que se parezca lo más posible a la sección teórica (en lo cual es fundamental la elección de un método adecuado de excavación, máquinas y equipos idóneos y un buen diseño de la voladura con un adecuado precorte y/o contorno si el método es por perforación y voladura). En sostenimiento, se analiza en este trabajo.

1.2. SELECCIÓN DE CASOS PRÁCTICOS DE ESTUDIO

Tal y como se ha mencionado anteriormente, se ha optado por usar tres túneles en el trabajo fin de master:

1. Túnel ferroviario de Basauri-Bilbao (situado en el País Vasco) que posibilita la llegada del TAV al centro urbano de Bilbao

2. Túnel carretero de Bimenes I, perteneciente a la denominada “Vía de conexión corredor del Nalón”

3. Folledo, una galería auxiliar de los túneles de Pajares.

Los tres casos prácticos se han seleccionado a diferentes consideraciones:

a) Se han excavado por el mismo método, perforación y voladura. Quedan pues descartados túneles excavados con tuneladora.

b) Se sitúan en zona de proximidad geográfica a esta alumna.

c) Hay gran disponibilidad de datos sobre la geología y geotecnia de los tres casos, bien porque hay datos publicados o porque se ha tenido acceso a ellos a través de las empresas involucradas en los proyectos reales, lo que ha permitido la viabilidad del trabajo fin de máster.

d) Se emplean similares tipos de sostenimiento, lo que hace que los resultados sean comparables entre sí. No son objeto de análisis, por ejemplo, los sostenimientos con dovelas.

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11 1.2.1. Túnel ferroviario de Basauri-Bilbao

El primer caso de estudio es un túnel ferroviario que se sitúa entre Basauri y Bilbao (Figura 1.1). Esta infraestructura se creó para dar continuidad a la ya existente plataforma del TAV que se extendía hasta Basauri, posibilitando la llegada del TAV al centro urbano de Bilbao, conectándolo con la Estación de Abando.

La selección de este túnel como caso de estudio se debe a diversas razones. La primera de ellas es que el estudio informativo del que se parte consta de una cantidad de datos muy extensa, que además se expone de una manera muy organizada y práctica.

Esto facilita el trabajo de una forma considerable, ya que se reduce al mínimo el trabajo previo al estudio. Por otra parte, la ubicación del túnel también ha sido una razón a tener en cuenta, ya que la cercanía del proyecto a la zona de residencia de esta alumna aumenta el interés por el mismo.

Figura 1.1. Ubicación del caso práctico de estudio 1, el túnel ferroviario Basauri-Bilbao (Ministerio de Fomento, 2015)

1.2.2. Túnel carretero de Bimenes I

El segundo caso práctico corresponde al túnel I de Bimenes, que fue el primero de los 3 necesarios para la ejecución de la carretera denominada “Vía de conexión corredor del Nalón-Autovía del Cantábrico”. Esta carretera constituye una de las conexiones entre el valle del Nalón y la zona central asturiana. En concreto, el tramo en el que procede la construcción de este túnel es el de Gijón-Pola de Laviana, y el túnel se ha diseñado con

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12 el objetivo de atravesar el cordal que separa los concejos de Siero y Bimenes (Figura 1.2).

La selección de este túnel se debe a la disponibilidad de un estudio informativo y su posterior revisión, con lo cuál se ha procedido a estudiar el sostenimiento partiendo de ambos casos, para comparar la diferencia entre los mismos. Además, ha influido el hecho de que se ubique en Asturias, ya que se ha querido hacer mención al la comunidad en la que se imparte el máster.

Figura 1.2. Plano de situación del túnel I de Bimenes (Pérez, A. 2007).

1.2.3. Túnel ferroviario de Basauri-Bilbao

El tercer y último proyecto seleccionado es la galería de Folledo, perteneciente al conjunto estructural de los túneles de Pajares. Esta obra también se sitúa en Asturias, representando la conexión futura del principado con la comunidad de Castilla y León y por lo tanto con el centro de la península y la capital. Esa conexión se realiza hoy en día mediante el paso de Pajares, donde opera un tren de cercanías existente desde el siglo XVIII. Es una obra de gran envergadura, que discurre bajo la cordillera Cantábrica a gran

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13 profundidad, mediante dos túneles paralelos de 24,6 km de longitud (Figura 1.3). El resultado son los sextos túneles más largos de Europa, y novenos a escala mundial (Alonso y Rubio, 2009).

Figura 1.3. Plano de situación de los túneles de Pajares (ADIF).

El hecho de ser una obra tan significativa a nivel nacional es una razón de peso para la selección de este túnel como caso de estudio. No obstante, el argumento principal es la disponibilidad de datos de RMR y sostenimiento provenientes de un estudio previo realizado como trabajo de fin de máster del mismo curso (Castresana L., 2016), que ya ha efectuado una detallada recopilación de datos geotécnicos, además de valores de RMR previos y de obra publicados (Martín Sánchez D., 2012).

2. DISEÑO DEL SOSTENIMIENTO

Para poder realizar el estudio económico del sostenimiento, lo primordial es obtener datos de diseño empleados en cada uno de los casos prácticos. Los diseños de sostenimiento se orientan esencialmente mediante dos tipos de métodos: los métodos empíricos, que tratan de recomendaciones basadas en la experiencia y están directamente relacionados con la caracterización geomecánicas del macizo rocoso, y los métodos numéricos, en los que se diseñan modelizaciones informáticas basadas en

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14 fórmulas matemáticas, donde se puede observar el paso del tiempo. Éstos últimos están teniendo mayor repercusión cada vez, aunque se ha asumido la innegable necesidad de contar también con los métodos empíricos (Castresana L., 2016).

Los diseños de proyecto básico empleados en este trabajo basan sus cálculos del sostenimiento en los métodos empíricos. En el caso del túnel de Bilbao, se ha realizado una valoración de los sostenimientos estimados mediante el índice RMR de Bieniawski y la Q de Barton.

En el caso del túnel de Bimenes I el diseño del sostenimiento también se ha realizado en un contexto empírico, en función de la experiencia y de las calificaciones geomecánicas de Barton y Bieniawski (Pérez A., 2007).

La combinación de las orientaciones de las discontinuidades de este túnel resulta muy desfavorecedora, lo que aumenta de manera significativa el riesgo de caída de cuñas. Por ello, se han empleado también varios programas de modelización, como son el Unwedge y el ZSoil.

Para las formaciones que atraviesan la galería de Folledo se dispone de una muy extensa guía de recomendaciones (Bieniawski, Romana, Celada, Barton…). En este caso se ha optado por centrar el estudio económico teniendo solamente en cuenta la propuesta de Bieniawski y el sostenimiento definitivo.

Además de los métodos empíricos, también se dispone de algún estudio de elementos finitos para alguna formación concreta. En este caso, en el estudio informativo se ha optado por emplear el programa Phase2.

En los siguientes apartados se describen brevemente estos métodos de diseño citados.

2.1. RMR de Bieniawski (Bieniawski, 1974).

La clasificación geomecánica de Bieniawski posibilita la caracterización del macizo rocoso mediante el cálculo del índice RMR (Rock Mass Rating). Para ello se requieren varios parámetros, y el sistema funciona mediante la asignación de un valor numérico a cada factor, definiendo rangos de cuantía de afección que puede generar en la inestabilidad o caída del material excavado (Tabla 2.1).

Los cinco parámetros de caracterización son: la resistencia a la compresión simple, el RQD o el índice de calidad del macizo rocoso (Deere D.U., eta al. 1966), las condiciones de diaclasado y el efecto del agua. Tras la obtención del RMR de base, se propone un ajuste relacionado con la posición relativa de la excavación respecto a las diaclasas.

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15 Tabla 2.1. Tabla de cálculo del RMR (Bieniawski, 1989).

El RMR es el número resultante de la suma de esos valores. Define la calidad global del macizo, clasificándolo según 5 categorías, que van de muy bueno a muy malo cuanto menor sea la suma.

Una vez obtenida la clasificación según los parámetros definidos por Bieniawski, el autor propone para túneles de sección en herradura con anchura de referencia 10 m y una tensión vertical máxima de 250 kp/cm², los siguientes sostenimientos (Tabla 2.2):

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2.2. Q de Barton (Barton, 1974).

La Q de Barton establece a cada terreno un índice de calidad (Q), que será mayor cuanto mejor sea la calidad del macizo. Ese índice se obtiene mediante la valoración de diferentes parámetros, que se insertan en una fórmula de correlación con el que se obtienen valores logarítmicos que comprenden del 0.0001 al 1000 (Hoek E., 2007).

La fórmula que propone es la siguiente:

𝑄 =𝑅𝑄𝐷 𝐽𝑛 ×𝐽𝑟

𝐽𝑎× 𝐽𝑤 𝑆𝑅𝐹 Representando cada parámetro lo siguiente:

- RQD: índice de calidad del macizo rocoso (Deere D.U., et al. 1966).

- Jn: número de familias de juntas en el macizo rocoso.

- Jr: rugosidad de las juntas.

- Ja: grado de alteración de las paredes de las juntas del macizo rocoso.

- Jw: presencia de agua en en macizo rocoso.

- SRF: Stress Reduction Factor, estado tensional del macizo rocoso.

El índice RQD representa la calidad del macizo mediante la relación de la longitud total del sondeo y el porcentaje de recuperación de testigos de más de 10 cm de longitud (en su eje), sin tener en cuenta las fracturas recientes del proceso de perforación. El

Tabla 2.2. Excavación y sostenimiento base según Bieniawski (Bieniawski, 1989)

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17 resto de parámetros se determinan individualmente partiendo de las descripciones generales del macizo rocoso, mediante tablas específicas para ello (Barton, 1974).

Para determinar el sostenimiento que propone Barton en su ábaco, la Q calculada se relaciona con un factor de escala que se denomina dimensión equivalente. Este valor es la relación entre el ancho crítico (diámetro o altura de la pared de excavación) y el ESR. El ESR (Excavation Support Ratio) es un factor numérico independiente que representa la categoría de la excavación (Tabla 2.3).

Tabla 2.3. Tabla de cálculo para el ESR (Barton, 1974).

Tras determinar el ESR se procede a la inserción de todos los datos en el ábaco de Barton (Figura 2.1), y así se obtiene el diseño de sostenimiento recomendado por este método. Este ábaco diferencia categorías de sostenimiento, numerándolas del 1 al 9:

1- Sin sostenimiento.

2- Bulonado puntual.

3- Bulonado sistemático.

4- Bulonado sistemático con hormigón proyectado.

5- Hormigón proyectado con fibras, 5-9 cm; y bulonado.

8- Hormigón proyectado con fibras, >15 cm; con bulonado y cerchas.

9- Revestimiento de hormigón.

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2.3. Unwedge.

El Unwedge es una herramienta informática desarrollada por el equipo de Ingeniería de Rocas del profesor Hoek en la Universidad de Toronto (Canadá). Es un programa muy útil, que sirve sobre todo para realizar el análisis de las cuñas y bloques con potencial de inestabilidad y la comprobación de la eficacia de las oportunas medidas de sostenimiento.

Permite visualizar en forma tridimensional los volúmenes de las cuñas potencialmente inestables que se crean en el perímetro de las excavaciones subterráneas, de forma que se puede observar el perfil de rotura y el deslizamiento consecuente (Figura 2.2). También realiza el cálculo del factor de seguridad inicial, y permite insertar las medidas de sostenimiento, recalculando el factor de seguridad resultante.

Figura 2.1. Ábaco de Barton (Barton & Grimstad, 1993).

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19 Figura 2.2. Ejemplo de modelización mediante Unwedge (www.rockscience.com).

2.4. ZSoil.

El ZSOIL es un método integrado de modelización numérica basada en elementos finitos, que se adapta especialmente a problemas de mecánica de suelos y rocas.

Permite la utilización de diversos modelos constructivos de tipo elasto-plástico (Mohr-Coulomb…), así como la introducción de superficies con propiedades propias y una resistencia a tracción límite (www.zsoil.com).

Este programa ha permitido realizar la modelización del sostenimiento diseñado, creando diagramas de desplazamientos absolutos y de esfuerzos (Figura 2.3). Ha servido para confirmar la viabilidad del sostenimiento propuesto.

Figura 2.3. Ejemplo de modelización 2D en ZSOIL (www.geotechpedia.com).

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2.5. Phase2 (Rocscience, 2016).

El Phase2 es una herramienta 2D basada en elementos finitos adaptado a la mecánica de suelo y roca, como el caso anterior. Sus usos son muy extensos, incluyendo diseños subterráneos y a cielo abierto, estabilización de laderas, modelos hidrogeológicos…

Lo más meritorio de este programa es la capacidad de simplificación que presenta a la hora de diseñar y analizar modelos reales. Se puede crear un modelo base al que se le van añadiendo diversos factores de actuación, como pueden ser la interacción de diaclasado y el sostenimiento (Figura 2.4).

Figura 2.4. Sección tipo del sostenimiento en la galería de Folledo (Castresana, 2016).

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3. CASO 1: TRAMO BASAURI-BILBAO.

3.1. CONTEXTO GEOLÓGICO/GEOTÉCNICO.

3.1.1. Marco General.

El túnel se sitúa en el occidente de la provincia de Bizkaia, e involucra los términos municipales de Basauri, Arrigorriaga y Bilbao. Toda esta zona es parte de la Cuenca Vascocantábrica, y en concreto se sitúa dentro del Dominio de la Plataforma Alavesa – Anticlinorio de Bilbao.

Aunque las rocas de este Dominio son pertenecientes tanto al Jurásico como al Cretácico, los existentes en la zona del trazado corresponden todos al Cretácico basal, en concreto al Barremiense – Albiense inferior. Los materiales pertenecientes a estas edades conforman el denominado “Complejo Urgoniano”, constituido por materiales arrecifales, que se caracteriza por la presencia de calizas de rudistas y corales, y los sedimentos terrígenos asociados.

El sustrato rocoso por el que discurre el túnel se compone en su mayoría por estas facies terrígenas asociadas a los materiales arrecifales. Son principalmente limolitas y areniscas. Las calizas características del urgoniano se sitúan más allá del final del trazado (Figura 3.1). Respecto a otros materiales, apenas se encuentran suelos a lo largo del trazado; en cambio, las acumulaciones de rellenos antrópicos sí son destacables, ya que pueden alcanzar espesores decimétricos.

En lo que a hidrogeología se refiere, lo más característico es la formación de acuíferos detríticos en las formaciones superficiales, y en materiales mesozoicos impermeables por porosidad efectiva que se vuelven semipermeables a causa de la fracturación.

La problemática geotécnica más probable se presenta en relación a cavidades cársticas, zonas de rellenos y estabilidad de taludes en emboquilles.

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22 Figura 3.1. Sección del túnel sobre mapa geológico (Min. Fomento, 2015).

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23 3.1.2. Trazado del túnel.

El objetivo de este túnel es enlazar el viaducto sobre el río Nervión al SE (ya construido), a la red de cercanías de Bilbao, para posibilitar la llegada del TAV a la estación central de la capital vizcaína.

Para ello se plantea un túnel de vía doble del que se bifurca uno de vía única en la parte final (Tabla 3.1). Se ubican también tres cavernas de mayor tamaño, para facilitar la conexión con la Variante Sur Ferroviaria que actualmente se encuentra en fase de proyecto.

PK inicio PK fin Longitud (m) Túnel convencional de vía doble 0+135 0+910 775

Caverna 1 0+910 1+472 562

Túnel convencional de vía doble 1+472 3+871 2399

Caverna 2 3+871 4+005 134

Túnel convencional de vía doble 4+005 4+218 213

Caverna 3 4+218 4+319 101

Túnel de vía doble ramal este 4+319 4+375 56 Falso túnel entre pantallas 4+375 4+450 75 Túnel de vía única ramal oeste 0+077 0+410 333

Tabla 3.1. Tramificación del túnel (Min. Fomento, 2015).

Los primeros metros del trazado discurren entre pantallas, con el objetivo de salvar 20m de espesor de rellenos del tramo entre los pk 0+060 y 0+135. Tras ello se ubica el emboquille del túnel convencional de vía doble, que se mantiene hasta el pk 0+910. Ahí comienza la ejecución de la primera caverna, que se alarga hasta el pk 1.472, que albergará dos vías UIC de la Variante Sur Ferroviaria hacia Santander.

Tras la primera caverna se prosigue con el túnel convencional de vía doble hasta el pk 3+200. En ese punto el trazado se sitúa bajo el arroyo Bolintxu, lo que implica un espesor de cobertera considerable que se salva empleando un sostenimiento reforzado e inyecciones de impermeabilización. Estos métodos de prevención y contención se mantienen durante los 100m siguientes.

Del pk 3+300 hasta el 3+871 se prosigue con el túnel convencional de vía doble, que en ese punto se ensancha para dar lugar a la caverna 2, en la que se ubicará además del túnel convencional la vía única de ancho UIC de la Variante Sur Ferroviaria hacia Bibao.

Esta caverna pasará a ser de nuevo un túnel convencional de vía doble en el pk 4+005, y se mantendrá hasta el pk 4+218. En ese punto se sitúa la caverna 3, que en sus 100m de longitud permitirá transformar el túnel en dos. El primero será de vía doble, el ramal este, y finalizará en el pk 4+375 para dar lugar a un falso túnel entre pantallas que se prolongará hasta el pk 4+450. El segundo será el ramal oeste, un túnel de vía única que se inicia en la tercera caverna y finaliza en el pk 0+410 (Figura 3.2).

(24)

24 Figura 3.2. Sección longitudinal del túnel completo.

(25)

25 3.1.3. Geología y geotecnia del trazado.

El primer tramo ubicado entre pantallas se sitúa sobre rellenos de un espesor de hasta 20 metros. Esos Rellenos de Vertidos constituyen la unidad Rv, siendo materiales originarios de excedentes de explanaciones para urbanización o de excedentes de tierras estériles. Están compuestos por arcillas, limos y arenas, con intercalaciones ocasionales de gravas. Según los ensayos de campañas geotécnicas previas, la consistencia de los vertidos se define de blanda a moderadamente firme, con resultados de golpeo del ensayo SPT comprendidos entre 4 y 12.

Tras esa zona entre pantallas comienza la excavación convencional en la unidad L-1.

La mayor parte del trazado discurre por los materiales que constituyen esta unidad. Está formada por limolitas calcáreas de color gris oscuro, con intercalaciones de caliza y brechas calcáreas. Se define como una roca poco abrasiva, de excavabilidad media y de gran capacidad portante.

Junto a la unidad L-a, el túnel intersecta con otras dos litologías.

- Unidad A. Constituida por una alternancia de areniscas y limolitas silíceas. Se localiza en una zona concreta, entre pk 1+198 y 1+292.

- Unidad M. Consta de calizas y calizas limolíticas gris oscuro, con intercalaciones de limolitas. Aparece en tres zonas, del pk 3+250 al 3+385, del pk 3+953 al 4+065 y del 4+135 al 4+145.

También hay otras zonas que, por sus características especiales, requieren un sostenimiento de mayor envergadura:

- Intersección con la carretera BI-712. Aproximadamente en el pk 0+150 la traza transcurre bajo la carretera, por lo que se opta al empleo de un sostenimiento mayor para evitar posibles afecciones en superficie.

- Zonas de falla. Se localizan diversas zonas de falla de diferentes espesores y direcciones (Tabla 3.2). Se opta por el empleo del sostenimiento tipo IV que se tratará más adelante en todos los casos.

- La vaguada del arroyo Bolintxu. En el pk 3+200 se encuentra una zona de menos cobertera, en torno a los 13 m. Se toman medidas de refuerzo e impermeabilización a lo largo de 100 metros.

- Los emboquilles. Al ser emboquilles esviados, requieres un tratamiento especial para asumir la asimetría de cargas.

PK inicio PK fin Longitud (m) PK inicio PK fin Longitud (m)

Fallas

0+175 0+195 20.0 1+687 1+695 8.0

0+405 0+412 7.0 2+727 2+730 3.0

1+190 1+198 8.0 3+132 3+136 4.0

1+292 1+299 7.0 4+130 4+135 5.0

1+312 1+317 5.0 4+250 4+260 10.0

1+635 1+355 20.0

Tabla 3.2. Zonas de falla (Min. Fomento, 2015).

(26)

26

3.2. SOSTENIMIENTO.

3.2.1. Sección de los túneles.

En este trabajo no se ha profundizado en el diseño de las secciones requeridas en el túnel, por lo que se han empleado las propuestas en el estudio informativo de referencia (Min. Fomento, 2015). A partir de esas secciones se ha realizado la disposición del sostenimiento, en los que se basa el trabajo.

Durante el trazado de esté túnel se diferencian zonas de doble vía y de vía única, por lo que se definen los dos tipos de sección (Figura 3.3. a,b).

a

(27)

27 Figura 3.3. Secciones del túnel (Min. Fomento, 2015).

Con el objetivo de facilitar los cálculos del sostenimiento, Se ha realizado una exportación de las secciones al software LibreCad. De esta forma se vuelve más sencilla la obtención y sobre todo el empleo de los parámetros geométricos para el dimensionamiento en el sostenimiento (Figura 3.4. a,b).

b

a

(28)

28 Figura 3.4. Sección de túnel mediante LibreCad.

3.2.2. Procedimiento constructivo.

La mayor parte del trazado discurre por la anteriormente detallada unidad L-1, que se compone de limolitas calcáreas. Mediante datos de sondeos y distintos ensayos se ha determinado que las rocas son de resistencia maja a media, sanas en profundidad, y que presentan un grado de meteorización GM II a cota de túnel (exceptuando las zonas de falla). Presentan por lo tanto una excavabilidad media, siendo poco abrasivas pero con espaciado decimétrico y resistencia media.

Teniendo en cuenta estos parámetros, se plantean dos métodos de excavación. Las dos opciones viables serían la excavación con doble escudo y sostenimiento con dovelas y la excavación mecánica convencional, mediante máquinas de ataque puntual como la rozadora.

Tras realizar un estudio comparativo de viabilidad temporal y económica, y teniendo en cuenta que el método permite una mayor versatilidad en los trabajos a realizar, se opta por este Nuevo Método Austríaco (N.A.T.M.). Este método aplica sostenimientos basados en el empleo de hormigón proyectado, bulones, mallazo y cerchas.

El método constructivo propuesto consta de dos fases: avance y destroza. El Avance corresponde a la mitad superior del túnel (zona de bóveda), y en este caso tiene una altura mínima desde clave de 6 m, siendo suficiente para la correcta movilidad de la maquinaria.

La destroza, siendo la mitad inferior de la sección, se comienza a excavar a una distancia de la fase de avance. En caso de que aparecieran problemas geotécnicos, la excavación se subdivide en bataches, sosteniendo los hastiales hasta completar la

b

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29 excavación de la sección completa. De esta forma se reduce la sección de excavación, aumentando la estabilidad.

En las zonas de peor calidad geotécnica se ejecuta una tercera fase de contrabóveda bajo la destroza. Esto permite dar continuidad a las tensiones verticales entre los hastiales para equipararlos a las tensiones horizontales.

3.2.3. Secciones tipo del sostenimiento.

Como se ha mencionado anteriormente, en este caso se ha optado por realizar una estimación previa del diseño mediante el índice RMR de Bieniawski y la Q de Barton. Los dos índices se han correlacionado usando la expresión de Bieniawski (Bieniawski, 1974), posibilitando así la obtención del índice Q partiendo de los RMR calculados:

𝑄 = 𝑒

^{𝑅𝑀𝑅−44}⁹

a) Q de Barton.

Las recomendaciones obtenidas mediante este método han sido las referentes para realizar el diseño definitivo, ya que se considera que la clasificación de Barton está más desarrollada que la de Bieniawski y el sostenimiento resultante es más definido.

Para determinar el sostenimiento que propone Barton en su ábaco, se requiere el índice Q y la relación entre el ancho crítico de la excavación/ESR. En este caso el valor ESR empleado ha sido el 1, ya que se trata de un túnel ferroviario de gran escala. El ancho de excavación máximo ha sido de 13 m en el caso del túnel de doble vía y de 10 m en el de vía única.

De esta forma, una vez obtenidos todos los criterios necesarios, se ha procedido a la estimación del sostenimiento mediante el ábaco (Figura 3.5). Se han distinguido 3 secciones tipo para el túnel. Un cuarto tipo se ha proyectado para zonas singulares, como pueden ser los emboquilles, los pasos de falla bajo edificaciones o carreteras o zonas de escasa cobertera, además de toda la vaguada del arroyo Bolintxu (Tabla 3.3).

(30)

30 Figura 3.5. Las secciones tipo diferenciadas en el Ábaco de Barton (Barton, 1988).

Tabla 3.3. Sostenimiento basado en las recomendaciones de Barton (Barton, 1988).

b) RMR de Bieniawski (1989).

También se ha realizado un diseño previo al definitivo mediante el método empírico creado por Bieniawski. Los parámetros requeridos para el cálculo del RMR se obtienen de los sondeos y de las estaciones mecánicas realizadas en el estudio geotécnico del proyecto base (Min. Fomento, 2015). Estos valores obtenidos son los que, en el apartado del estudio económico se denominan RMR iniciales. En cambio, a medida que avanza la

(31)

31 obra también se recalculan los parámetros, ya mediante observación directa del material en el frente, calculando los posteriormente denominados RMR corregidos.

Manteniendo los rangos de RMR diferenciados anteriormente en el ábaco de Barton, el sostenimiento recomendado por Bieniawski es el siguiente (Tabla 3.4):

Tras valorar los sostenimientos que recomienda cada método, se han propuesto 4 secciones tipo finales (Tabla 3.5). Tienen una gran semejanza a las propuestas por Barton y Bieniawski. La sección tipo ST-IV, por sus características peculiares, se ha diseñado teniendo en cuenta experiencias anteriores en terrenos similares.

Tabla 3.4. Sostenimiento basado en las recomendaciones de Bieniawski (Min. Fomento, 2015).

Tabla 3.5. Secciones tipo específicas propuestas para el sostenimiento (Min. Fomento, 2015).

(32)

32 3.2.4. Tratamientos especiales.

A la hora de atravesar materiales de muy mala calidad, se prevé la necesidad de reforzar la estabilidad de la excavación mediante diversos métodos. En el proyecto de estudio los tratamientos especiales se incluyen directamente en la sección tipo IV.

Aunque es posible que durante el proceso constructivo se crea conveniente usar uno o varios de estos métodos en asociación con otro tipo de sostenimiento, en este trabajo solo se planteará en primer caso.

Se aplican tres tipos de tratamientos de estabilidad:

a) Paraguas de micropilotes.

Elementos lineales paralelos al túnel en toda la bóveda, para evitar sobreexcavaciones en clave. Se emplean tubos de 114 mm y 10 mm de espesor. El diámetro de perforación se sitúa en los 150 mm y un espaciado entre tubos de 30 cm.

El diseño consta de una longitud de paraguas 9 m, con solapes de 3 m.

b) Hormigonado del frente.

Gunita sobre-acelerada en el frente de excavación, para aumentar la estabilidad del mismo. Es un tipo de hormigón proyectado con una mayor proporción de acelerante.

Esto crea unas mayores resistencias iniciales que después decaen, pero que en este caso no importan ya que la excavación del siguiente pase elimina el material. Se han diseñado paredes de 10 cm de espesor de H/MP-30.

c) Bulonado del frente.

Bulones de fibra de vidrio en el frente, para aumentar la estabilidad del mismo. Se emplea la fibra de vidrio en vez del acero por su buena resistencia a tracción, y sobre todo por su facilidad de excavación. Estos se ubican en el frente en una malla de 1,5 x 1,5 m, en horizontal con una ligera inclinación, y manteniendo la longitud y el solape de los micropilotes del paraguas.

3.3. PREDICCIÓN DE COSTES.

Con el objetivo de determinar la relevancia de este proyecto, se ha optado por realizar primero una predicción del coste del sostenimiento mediante el uso de fórmulas analíticas (Sancho Moreno, 2013).

La función de estas fórmulas prediseñadas es realizar una estimación del coste que supone la realización de un túnel. Los únicos datos que se requieren para el empleo de dichas fórmulas son la sección de excavación y el RMR.

(33)

33 Aunque se puede emplear una fórmula compuesta para la obtención del coste total del metro lineal de túnel, también existe la opción del cálculo desglosado, en la que la excavación supone un 45 % del total, el sostenimiento un 28 %, el revestimiento un 15

% y la impermeabilización algo más del 5 % . a) Coste Total:

𝐶_𝑇(€ 𝑚⁄ ) = 83,930 × 𝑆 − 148.189 × 𝑅𝑀𝑅 + 9578,304 b) Coste Excavación:

C_E(€ m⁄ ) = 41,623 × S − 63,325 × RMR + 3759,368 c) Coste Sostenimiento:

C_S(€ m⁄ ) = 20,234 × S − 81,468 × RMR + 4571,080 d) Coste Impermeabilización:

C_I(€ m⁄ ) = 5,541 × S + 94,801 e) Coste Revestimiento:

C_R(€ m⁄ ) = 10,960 × S + 792,960

De esta forma, en este trabajo sólo se ha empleado la fórmula correspondiente al sostenimiento, dejando a un lado el coste de excavación, impermeabilización y revestimiento

Mediante esa fórmula, se ha realizado la estimación de coste por metro lineal para cada uno de las secciones tipo del sostenimiento, usando un valor RMR medio para cada rango. No se ha realizado el cálculo para el ST-IV, ya que las zonas que requieren ese sostenimiento están demasiado deterioradas y/o alteradas como para obtener un valor RMR que se pueda considerar válido para realizar el estudio.

a) ST I (RMR medio=55)

Vía Doble: 20,234 × 104,5 − 81,468 × 55 + 4571,080 = 2204,80 € 𝑚⁄ Vía Única: 20,234 × 69.43 − 81,468 × 55 + 4571,080 = 1495,19 € 𝑚⁄ b) ST II (RMR medio=38)

Vía Doble: 20,234 × 104,5 − 81,468 × 38 + 4571,080 = 3589,75 € 𝑚⁄ Vía Única: 20,234 × 69.43 − 81,468 × 38 + 4571,080 = 2880,14 € 𝑚⁄

(34)

34 c) ST III (RMR medio=23)

Vía Doble: 20,234 × 104,5 − 81,468 × 55 + 4571,080 = 4811,77 € 𝑚⁄

3.4. ESTUDIO ECONÓMICO DEL SOSTENIMIENTO.

La cuestión principal que se pretende abordar con este trabajo es la influencia económica del cálculo adecuado de las propiedades geotécnicas del macizo. Se ha pretendido realizar un estudio detallado del gasto que representa el sostenimiento, calculándolo de forma muy detallada. Para ello, se han tratado datos de RMR iniciales que, como se ha mencionado anteriormente, son calculados a partir de sondeos y estaciones geomecánicas realizadas antes del inicio de la obra. Éstos son imprescindibles para definir una línea general de actuación: disponer de una idea general del sostenimiento requerido, y asegurar la viabilidad de la obra.

Pero la realidad es que el posterior cálculo directo del RMR en el frente de obra conlleva en la mayoría de los casos la corrección del sostenimiento propuesto. En el Anejo 1 se pueden observar los datos de partida de los que se ha dispuesto, en los que ya se había realizado la tramificación básica y la corrección del RMR.

3.4.1. Tramificación a partir del RMR inicial y el RMR corregido.

Partiendo de los datos del proyecto básico (Anejo 1), se ha realizado la tramificación del túnel según el sostenimiento, para el RMR inicial y el corregido. Empleando el perfil longitudinal de la figura 3.2, se ha otorgado un color a cada sección tipo para conseguir un resultado visualmente más claro (Figura 3.6 y Figura 3.7).

Se ha realizado un contaje de la longitud de túnel que procede a cada sección tipo diferenciando los tramos que discurren por vía doble y vía única, para facilitar el cálculo del coste definitivo (Tabla 3.6). Se observa la diferencia del empleo del RMR inicial al corregido, y observando los perfiles como el gráfico porcentual (Figura 3.8) se puede constatar que, en el trazado diseñado mediante los datos del proyecto base, el sostenimiento tipo III se vuelve totalmente anecdótico. El ST-I se reduce también en cantidades similares al III, mientras que la reducción del IV es muy poco determinante.

El tipo de sostenimiento que aumenta, por lo tanto, es el ST-II, que pasa de suponer un 14% del trazado a acercarse al 20%.

Este hecho representa el aumento del requerimiento del sostenimiento al corregir los datos obtenidos, cosa muy poco habitual en obras de estas características. Suele ser más común que los datos de partida del proyecto base sean más conservadores que los reales, con el fin de evitar cualquier tipo de peligrosidad. De todas formas, se observan los datos para luego pasar a estudiarlos en el apartado de las conclusiones.

(35)

35

Figura 3.6. Perfil del sostenimiento en base al RMR corregido (ST-I , ST-II , ST-III , ST-IV ) .

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36 Figura 3.7. Perfil del sostenimiento en base al RMR inicial (ST-I , ST-II , ST-III , ST-IV ) .

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37

RMR CORREGIDO RMR INICIAL

VIA DOBLE VIA UNICA TOTAL VIA DOBLE VIA UNICA TOTAL

ST-I 3357,2 233,4 3590,6 3216 316,4 3533

ST-II 531,7 100 631,7 820 16,6 837

ST-III 134,1 0 134,1 8 0 8

ST-IV 218,6 0 218,6 197 0 197

TOTAL (m) 4241,6 333,4 4575 4241,9 333 4575

Tabla 3.6. Resultados de la tramificación del diseño del sostenimiento.

Figura 3.8. Porcentaje de trazado que corresponde a cada tipo de sostenimiento ST.

3.4.2. Coste por metro lineal.

Tras definir el diseño del sostenimiento, se procede a calcular el valor económico de ese sostenimiento. Los cálculos completos se ubican en el Anexo 4, mientras que aquí se plantearán solo los resultados, con el objetivo de simplificar el hilo conductor de este documento.

Para calcular el valor del sostenimiento total, lo primero es definir el precio estimado de coste por metro lineal. Esto depende de la cuantía del material que hay que usar, que a su vez depende de dos aspectos: el grosor o malla definida en el diseño (Tabla 3.5) y los parámetros geométricos de la sección del frente con la que se esté trabajando, que en este caso puede ser vía doble o vía única (Figura 3.3). Los valores obtenidos se presentan en la Tabla 3.7.

a b

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38

VIA DOBLE VIA ÚNICA

UNIDAD ST-I ST-II ST-III ST-IV ST-I ST-II Unid.

Hormigón proyectado H/MP-30 3,30 5,94 8,08 9,90 2,82 5,07 m³

Bulón expansión 24T 36,24 0 0 0 30,65 0 m

Fibras metálicas (l=35mm, Ø=0,55mm) 132,05 237,69 323,1 396,14 112,7 202,8 kg

Cercha TH-29 0 18,34 0 0 0 15,65 m

Cercha HEB-190 0 0 27,51 55,02 0 0 m

Tabla 3.7. Material de sostenimiento necesario por metro lineal.

Partiendo de esos valores, lo único que resta para determinar el valor por metro lineal es el precio de cada material empleado. Se ha optado por utilizar la tabla de costes que se incluye en el estudio informativo, que se ha incluido en el Anejo 2.

De esta forma, se han obtenido los precios por metro lineal para cada tipo de sostenimiento y para el tipo de vía (Tabla 3.8). Como inciso, se aclara que en el caso de vía única no se han realizado los cálculos de los ST II y III, sencillamente porque no hay trazados de este tipo en el túnel que requieran esos sostenimientos.

ST-I ST-I* ST-II ST-II* ST-III ST-IV Unid.

Hormigón proyectado H/MP-30 676,68 577,31 1218,02 1039,15 1655,73 2030,04 €/m

Bulón expansión 24T 1085,17 917,8 0,00 0 0,00 0 €/m

Fibras metálicas (l=35mm, Ø=0,55mm) 146,57 125,05 263,83 225,087 358,64 439,72 €/m

Cercha TH-29 0,00 0 1478,57 1261,43 0,00 0 €/m

Cercha HEB-190 0,00 0 0,00 0 2650,31 5300,63 €/m

TOTAL 1908,43 1620,16 2960,43 2525,67 4664,68 7770,39 €

Tabla 3.8. Costes totales por metro lineal para cada ST y ancho de vía.

En la tabla se observa el aumento exponencial del valor del sostenimiento, al ir incluyendo elementos de mayor resistencia como las cerchas a la par que se requiere un mayor espesor de hormigón proyectado. Se puede ver que, aunque este espesor vaya en aumento, el valor porcentual que representa este método de sostenimiento no aumenta, ya que los métodos de mayor envergadura (cerchas, en este caso) que se aplican en los ST posteriores representan un mayor gasto (Figura 3.9. a,b,c,d).

(39)

39 3.4.3. Coste de los tratamientos especiales (ST-IV).

El cálculo del coste de los tratamientos especiales se realiza aparte del sostenimiento habitual, porque la metodología de cálculo difiere de ellos.

La cuantía económica de cada método se ha calculado por separado, y se ha realizado el cálculo para la cantidad de metros que corresponden al TS-IV tanto usando tanto el RMR corregido como el inicial.

a) Paraguas de micropilotes.

Para obtener el coste del paraguas de micropilotes, primero hay que saber cuánto material requiere su construcción. Para eso, los pasos a seguir son los siguientes: calcular la cantidad de micropilotes que se inserta en la bóveda para cada tramo y los metros de tubo que eso supone, deducir el número de tramos totales teniendo en cuenta la Figura 3.9. Gasto porcentual que representa cada método en cada ST (1:hormigón proyectado,

2:bulones de expansión 24T, 3:fibras metálicas, 4:cerchas TH-29 y 5:cerchas HEB-190).

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40 longitud de los micropilotes y el solape, y multiplicar los valores obtenidos para saber la cantidad total de metros de tubo que hay que insertar.

Para calcular la cantidad de micropilotes de cada avance, se relaciona la longitud que representa la bóveda con el espaciado entre unidades establecido. Esta acción sólo hay que realizarla una vez, ya que el ST-IV no se aplica en ninguna zona de vía única.

𝑁°𝑚𝑖𝑐𝑟𝑜𝑝𝑖𝑙𝑜𝑡𝑒𝑠 =𝑙𝑜𝑛𝑔._{𝑏ó𝑣𝑒𝑑𝑎}

𝑒𝑠𝑝𝑎𝑐𝑖𝑎𝑑𝑜

⁄ = 19,63 𝑚 0,3 𝑚⁄ = 65,5

También se ha de calcular el número de tramos de paraguas que se tendrán que realizar para cubrir los 218,6 m en el caso del RMR corregido y los 197 en el caso del RMR inicial. Esto resulta más complicado, ya que hay que tener en que hay un solape de 3 m, por lo que cada tramo no representa un avance de 9 m. Para ello, se ha creado una fórmula propia:

𝑁°_{𝑡𝑟𝑎𝑚𝑜𝑠} = ( 𝑙𝑜𝑛𝑔._{𝑆𝑇𝐼𝑉}− 𝑙𝑜𝑛𝑔.𝑚𝑖𝑐𝑟𝑜𝑝𝑖𝑙𝑜𝑡𝑒

𝑙𝑜𝑛𝑔.𝑚𝑖𝑐𝑟𝑜𝑝𝑖𝑙𝑜𝑡𝑒− 𝑙𝑜𝑛𝑔._{𝑠𝑜𝑙𝑎𝑝𝑒}) + 1

Esa fórmula se aplica para calcular el número de tramos a realizar, para el caso del RMR corregido y el inicial:

𝑁°_{𝑡𝑟𝑎𝑚𝑜𝑠} = (218,6 − 9

9 − 3 ) + 1 = 35,9 ≈ 36 𝑁°_{𝑡𝑟𝑎𝑚𝑜𝑠}= (197 − 9

9 − 3 ) + 1 = 32,3 ≈ 32

Habiendo obtenido estos dos datos, se puede proceder a calcular el número total de pilotes a utilizar en cada caso, y esa cifra se multiplica por la longitud establecida por pilote, que en este caso son 9 m. De esta forma se obtiene la cantidad de metros de micropilotes total.

𝑁°𝑚𝑖𝑐𝑟𝑜𝑝𝑖𝑙𝑜𝑡𝑒𝑠× 𝑁°_{𝑡𝑟𝑎𝑚𝑜𝑠}× 𝑙𝑜𝑛𝑔.𝑚𝑖𝑐𝑟𝑜𝑝𝑖𝑙𝑜𝑡𝑒= 𝑙𝑜𝑛𝑔. (𝑚)_{𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙} RMR CORREGIDO: 65,5 × 36 × 9 = 21222 𝑚

RMR INICIAL: 65,5 × 32 × 9 = 18864 𝑚

Finalmente, solo hay que relacionar la cantidad de metros totales con el precio por metro preestablecido, que en este caso son 112,4 € 𝑚⁄ .

RMR CORREGIDO: 21222 𝑚 × 112,4 € 𝑚⁄ = 2385352,8 € RMR INICIAL: 18864 𝑚 × 112,4 € 𝑚⁄ = 2120313,6 € b) Hormigonado del frente.

En el caso del hormigón proyectado sobreacelerado del frente, los cálculos son más sencillos de realizar. Sólo hay que calcular la cantidad de hormigón que se requiere para

(41)

41 crear una pantalla de 10 cm de espesor que cubra el frente, y luego relacionarlo con la cantidad de avances necesarios para realizar la obra.

Cantidad de hormigón por avance:

Á𝑟𝑒𝑎_{𝑠𝑒𝑐𝑐𝑖ó𝑛}× 𝑒𝑠𝑝𝑒𝑠𝑜𝑟_{ℎ𝑜𝑟𝑚𝑖𝑔ó𝑛} = 104,5 𝑚²× 0,1𝑚 = 10,45 𝑚³

El pase diseñado para el ST-IV es de 0,5 m, con lo que se calcula el número de avances correspondiente a la longitud total del ST-IV para el RMR corregido y el inicial.

𝑁°_{𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒𝑠} = 𝑙𝑜𝑛𝑔._{𝑆𝑇𝐼𝑉}

⁄𝑝𝑎𝑠𝑒

RMR CORREGIDO: 218,6 0,5⁄ = 437,2 ≈ 437 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒𝑠 RMR INICIAL: 197 0,5⁄ = 394 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒𝑠

Tras obtener estos valores, se relacionan entre sí para determinar la cantidad total de gunita a emplear en cada caso:

RMR CORREGIDO: 10,45 𝑚³_{𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒}× 437 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒𝑠 = 4568,74 𝑚³ ℎ𝑜𝑟𝑚𝑖𝑔ó𝑛 RMR CORREGIDO: 10,45 𝑚³_{𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒}× 394 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒𝑠 = 4117,3 𝑚³ ℎ𝑜𝑟𝑚𝑖𝑔ó𝑛 Partiendo de un precio unitario de la gunita sobreacelerada de 203,56 € 𝑚⁄ ³, se calcula el coste total del mismo:

RMR CORREGIDO: 4568,74 𝑚³× 203,56 € 𝑚⁄ ³ = 930012,7 € RMR INICIAL: 4117,3 𝑚³× 203,56 € 𝑚⁄ ³ = 838117,6 €

c) Bulonado del frente.

El cálculo del coste de los bulones de fibra de vidrio del frente es muy similar al del paraguas de micropilotes, más teniendo en cuenta que la longitud y el solape son los mismos. La diferencia es que en este caso, en vez calcular la cantidad de bulones partiendo de la longitud de la bóveda, hay que tener en cuenta el área del frente y la malla de colocación de los bulones diseñada.

La malla seleccionada es de 1,5 x 1,5 m, mientras que el área del frente es la misma que en el caso anterior, 104,5 m². Teniendo estos datos en cuenta, se procede al cálculo del número de bulones que se insertan en cada tramo:

𝑁°𝑏𝑢𝑙𝑜𝑛𝑒𝑠_{𝑡𝑟𝑎𝑚𝑜}= Á𝑟𝑒𝑎 𝑠𝑒𝑐𝑐𝑖ó𝑛 𝑚𝑎𝑙𝑙𝑎⁄ = 104,5𝑚²⁄1,5𝑚 × 1,5𝑚 = 46,5 Teniendo en cuenta que la longitud y el solape de los bulones se corresponden a los del paraguas de micropilotes, la fórmula y la tramificación resultante es la misma: