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Guida al Tunnelling 439 1. SCOPO DEL PRESENTE LAVORO Un gran numero di approcci teorici sono stati proposti, così come molti test di laboratorio, al fine di espandere le cono- scenze in merito al comportamento degli ancoraggi da roc- cia. Comunque, le variazioni della Natura, normalmente regolate dalle condizioni geologiche e geomeccaniche pre- senti in ogni Cantiere, non possono venire accuratamente simulate né in laboratorio né mediante modelli matematici. Lo scopo di questo estratto è di presentare le conclusioni maturate dopo avere valutato il comportamento di diversi ancoraggi installati nell’ammasso roccioso su dati reali rica- vati da prove in situ e compararli alle analisi numeriche ed ai test di laboratorio. La gran parte di questo lavoro è stato effettuato studiando condizioni di rocce dure (in Norvegia ed in Italia) ma alcuni dati provengono dalla Miniera di carbone di Svea e sono relativi a rocce sedimentarie tenere. I test di laboratorio in calcestruzzo potrebbero anch’essi essere equiparati per ana- logia a campioni rappresentativi di rocce tenere, se si analiz- zano i valori delle tensioni tangenziali. I risultati di queste prove forniranno una base migliore per una appropriata progettazione dei rinforzi mediante sistemi di ancoraggio in condizioni differenti di roccia. 2. INTRODUZIONE TEORICA 2.1 La curva di reazione del terreno Il principale obiettivo nella progettazione di un sistema di consolidamento della roccia è di aiutare l’ammasso roccioso ad autosostenersi, per cui viene definito rinforzo della roc- cia. Questo termine descrive le interazioni tra la matrice rocciosa e gli elementi di rinforzo installati. L’elemento di rinforzo lavora nell’intorno della roccia mediante un’azione di contenimento dei movimenti di blocchi distinti di roccia. I movimenti dei blocchi sono confinati principalmente dal- l’azione di intersezione degli ancoraggi attraverso le spazia- ture tra i blocchi stessi. Le deformazioni e le tensioni create nell’intorno di uno scavo sono il risultato delle interazioni tra la roccia e l’ele- mento di supporto; varie sono le formule che studiano analiticamente questo fenomeno. Il calcolo dell’interazione viene frequentemente risolto con- siderando una galleria avente sezione circolare immersa in un campo di tensioni idrostatiche e che presenta curve di interazione terreno-supporto. Queste curve comprendono la curva di reazione del terreno e la risposta della curva al supporto (Figura 1). La curva di reazione del terreno, f (m, p), descrive come la superficie del tunnel si deforma (m) per differenti pressioni (p) indotte sulla superficie senza l’installazione di supporti della roccia. Normalmente, una qualche deformazione av- viene nell’intorno retrostante il fronte di scavo; inoltre esiste sempre una certa distanza dal fronte al sostegno più vicino al fronte. In questa zona una deformazione iniziale v 0 (che non può essere monitorata) si manifesterà in ogni caso prima che l’azione del supporto faccia il suo effetto. Una volta che il supporto è stato installato ed è in pieno contatto con la roccia, il supporto stesso incomincia a defor- marsi elasticamente come mostrato in Figura 2. La deformazione elastica massima che può essere accettata dal sistema di supporto e la massima pressione di quast'ultimo è definita come il carico di snervamento del sistema supporto. In funzione delle caratteristiche del sup- porto, dell’ammasso roccioso e delle tensioni indotte, il sistema si deformerà elasticamente, rispondendo così al fenomeno di contrazione della galleria. L’equilibrio viene ottenuto se il supporto è installato nei Figura 1 - Grafico di interazione terreno-supporto CH 13 - L'armatura delle rocce mediante gli innovativi ancoraggi meccanici CT-Bolt TM

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Guida al Tunnelling 439

1. SCOPO DEL PRESENTE LAVORO

Un gran numero di approcci teorici sono stati proposti, cosìcome molti test di laboratorio, al fine di espandere le cono-scenze in merito al comportamento degli ancoraggi da roc-cia. Comunque, le variazioni della Natura, normalmenteregolate dalle condizioni geologiche e geomeccaniche pre-senti in ogni Cantiere, non possono venire accuratamentesimulate né in laboratorio né mediante modelli matematici.Lo scopo di questo estratto è di presentare le conclusionimaturate dopo avere valutato il comportamento di diversiancoraggi installati nell’ammasso roccioso su dati reali rica-vati da prove in situ e compararli alle analisi numeriche edai test di laboratorio.La gran parte di questo lavoro è stato effettuato studiandocondizioni di rocce dure (in Norvegia ed in Italia) ma alcunidati provengono dalla Miniera di carbone di Svea e sonorelativi a rocce sedimentarie tenere. I test di laboratorio incalcestruzzo potrebbero anch’essi essere equiparati per ana-logia a campioni rappresentativi di rocce tenere, se si analiz-zano i valori delle tensioni tangenziali.I risultati di queste prove forniranno una base migliore peruna appropriata progettazione dei rinforzi mediante sistemidi ancoraggio in condizioni differenti di roccia.

2. INTRODUZIONE TEORICA

2.1 La curva di reazione del terreno

Il principale obiettivo nella progettazione di un sistema diconsolidamento della roccia è di aiutare l’ammasso rocciosoad autosostenersi, per cui viene definito rinforzo della roc-cia. Questo termine descrive le interazioni tra la matricerocciosa e gli elementi di rinforzo installati. L’elemento dirinforzo lavora nell’intorno della roccia mediante un’azionedi contenimento dei movimenti di blocchi distinti di roccia.I movimenti dei blocchi sono confinati principalmente dal-l’azione di intersezione degli ancoraggi attraverso le spazia-ture tra i blocchi stessi.Le deformazioni e le tensioni create nell’intorno di unoscavo sono il risultato delle interazioni tra la roccia e l’ele-mento di supporto; varie sono le formule che studianoanaliticamente questo fenomeno.Il calcolo dell’interazione viene frequentemente risolto con-siderando una galleria avente sezione circolare immersa inun campo di tensioni idrostatiche e che presenta curve di

interazione terreno-supporto.Queste curve comprendono la curva di reazione del terrenoe la risposta della curva al supporto (Figura 1).La curva di reazione del terreno, f (m, p), descrive come lasuperficie del tunnel si deforma (m) per differenti pressioni(p) indotte sulla superficie senza l’installazione di supportidella roccia. Normalmente, una qualche deformazione av-viene nell’intorno retrostante il fronte di scavo; inoltre esistesempre una certa distanza dal fronte al sostegno più vicinoal fronte. In questa zona una deformazione iniziale v0 (chenon può essere monitorata) si manifesterà in ogni caso primache l’azione del supporto faccia il suo effetto.Una volta che il supporto è stato installato ed è in pienocontatto con la roccia, il supporto stesso incomincia a defor-marsi elasticamente come mostrato in Figura 2.La deformazione elastica massima che può essere accettatadal sistema di supporto e la massima pressione diquast'ultimo è definita come il carico di snervamento delsistema supporto. In funzione delle caratteristiche del sup-porto, dell’ammasso roccioso e delle tensioni indotte, ilsistema si deformerà elasticamente, rispondendo così alfenomeno di contrazione della galleria.L’equilibrio viene ottenuto se il supporto è installato nei

Figura 1 - Grafico di interazione terreno-supporto

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Figura 2 - Linee caratteristiche della cavità e di diversi sostegni

tempi corretti e la curva di reazione del supporto intersecala curva di reazione del terreno. Se il supporto viene instal-lato troppo tardi, l’ammasso roccioso potrebbe già essersideformato al punto che il decomprimersi dello stesso sia giàin una fase avanzata. Anche ed inoltre, se la capacità delsupporto è troppo limitata, possono avvenire rotture osnervamenti del sistema: le due curve non si intersecheran-no. Se le due curve si intersecano nei pressi della zonainferiore della curva di reazione del terreno, significa cheun carico minore viene assorbito dal sistema di supporto el’ammasso roccioso si autososterrà per un limite superiore.Questi meccanismi mostrano l’importanza della fase di in-stallazione del supporto al fine di interagire in modo ottimalecon l’ammasso roccioso. Il sistema di supporto ottimale devepertanto essere installato considerando i seguenti punti:•Tempo di installazione•Adeguata resistenza del supporto.•Adeguata rigidità del supporto.

L’utilizzo della curva terreno/reazione del supporto rap-presenta un corretto approccio al problema; comunque,deve essere considerata una concettualizzazione del feno-meno molto complesso dell’interazione ammasso roccioso/supporto, piuttosto che uno strumento pratico di progetta-zione.Ciò nonostante, queste considerazioni di base mostrano chequando all’ammasso roccioso viene permesso di deformar-si ne consegue un minor carico sul supporto, se le deforma-zioni stesse non procedono troppo velocemente. Qualchevolta potrebbe essere solo necessario applicare un leggeroconfinamento alle zone di roccia superficiali instabili al finedi ottenere la stabilità richiesta. Questa tipologia di suppor-to può essere ottenuta mediante l’utilizzo di ancoraggi daroccia, da soli o in combinazione con reti (elettrosaldate ointrecciate, per uso minerario) o solo applicando uno spes-sore di spritz beton che può essere in grado di garantire ilnecessario confinamento della zona superficiale.

2.2 Rotture dei sistemi di supporto della roccia

Fallimenti dei sistemi di supporto della roccia possono

frequentemente essere attribuiti alle caratte-ristiche dell’ancoraggio stesso. Le motiva-zioni possono essere:- Scelta sbagliata di un sistema di ancoraggioper una determinata applicazione.- Non appropriata scelta della direzione delforo.- Fori troppo lunghi o troppo corti (puntocritico per i bulloni ancorati puntualmente aresina).- Non adeguata iniezione della miscela ce-mentizia.- Resine scadute (o non correttamente tenutea deposito) e non corrette procedure di in-stallazione (es. tempo di miscelazione).- Forte aggressività delle acque nel caso diancoraggi non protetti (Figura 3).- Fase di disgaggio non appropriatamente

eseguita (Figura 4).Il grafico mostra ilnumero di unitàmeccaniche di di-sgaggiatura com-parate al numerodi incidenti acca-duti in Svezia trail 1983 ed il 1995.

2.3 Fattoricaratterizzanti

La progettazionedi un sistema dirinforzo in rocciamediante ancorag-gi è frutto, primadi tutto, di un’ana-lisi accurata dei fe-nomeni geologici egeomeccanici del-l’intorno dello sca-vo che deve essere

lavorato ed in secondo luogo dello scopo dello scavo stesso.I seguenti fattori devono perciò venire presi in considera-zione:1. Stato tensionale generale.2. Condizioni geomeccaniche dell’ammasso roccioso.3. Condizioni idrogeologiche dell’ammasso roccioso.4. Piani di rottura, di faglia e di scorrimento.5. Pressioni di confinamento richieste.6. Tempo di azione del sistema di supporto.7. Esperienze maturate in zona o in zone limitrofe o assimi-labili.8. Scopo dello scavo.9. Caratterizzazione del supporto primario.10. Caratterizzazione del supporto secondario .11. Sicurezza.12. Geometria di scavo.13. Considerazioni pratiche di efficienza del Cantiere.14. Disponibilità degli accessi.

Figura 3 - La figura evidenzia l’aspetto di treancoraggi sottoposti ad un test di corrosioneaccelerata in una camera “a nebbie di sale”(Standard ASTM B-1117) durata 12 mesi (ca.9.000 ore):N° 1: Ancoraggio non protettoN° 2: Ancoraggio galvanizzato in profonditàN° 3: Ancoraggio galvanizzato in profondità e

ricoperto di vernice epossidica

v = deformazione

p = pressioneper= crollo della cavità per

v

v 0

comportamento

non elastico elastico

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Figura 4 - Scaler SBU, unità di disgaggiatura mineraria

15. Tecnologie produttive.16. Costi e disponibilità.La determinazione della “chiodabilità” o meno delle rocceè una scienza a sé e molto spesso non si può ricevere unarisposta conclusiva; le prove pratiche rimangono il migliorsistema.Per prima cosa è importante verificare le caratteristichedelle rocce, in modo particolare le caratteristiche che posso-no interessare il consolidamento mediante ancoraggi. Que-sta conoscenza viene di solito dall’esperienza diretta di annidi lavoro, ma esistono alcuni principi generali che debbonoessere considerati.

In sintesi, le caratteristiche fisiche che rendono più difficolto-sa, per cui ove è necessario una progettazione più dettagliata,un’operazione di consolidamento mediante ancoraggi sono:1) Fratture, faglie e piani di minore resistenza di qualunquegenere.2) Alterazione dovuta a variazioni di temperatura e diumidità.3) Fragilità e natura cristallina.4) Alto grado di stratificazione o laminazione.5) Grandi dimensioni granulometriche.6) Formazioni con bassa resistenza alla compressione.7) Formazioni argillose, rocciose e di scisto, permeate d’umi-dità.8) Formazioni di origine argillosa (in matrici rocciose ablocchi), quando sono umide, perché l’umidità puòingenerare fenomeni di rigonfiamento, rendendo il mate-riale plastico.Si troveranno invece minori difficoltà quando la formazio-ne degli ammassi rocciosi sarà:1) Massiva ed omogenea.

2) Non cristallina e, quindi, non fragile.3) Senza estesi piani di minore resistenza.4) Con grani fini fortemente cementati.

2.4 Contenuti fondamentali del progetto

Sulla base degli elementi precedenti devonoessere determinate le caratteristiche generalidel sistema di bullonatura o di chiodatura, edeve essere definito il programma degli an-coraggi di prova; sulla base dei risultati an-dranno infine stabilite le caratteristiche defi-nitive del sistema.I dati e gli elementi che il progetto devefornire, in funzione delle classi riscontrate,sono:- la tipologia di ancoraggio e la sua previstadurata di funzionamento;- il meccanismo di azione del sistema di an-coraggio;- la forza teorica di utilizzazione equivalentee le sue componenti;- il numero e l’interasse;- la posizione e l’inclinazione dei singoli ele-

menti;- la lunghezza degli ancoraggi;- il diametro di perforazione;- le tolleranze di esecuzione;- le caratteristiche del materiale impiegato per la connessionedell’ancoraggio al terreno ed in particolare, la sua resistenzaa compressione;- le misure di protezione nei riguardi della corrosione;- la lunghezza del tratto considerato di fondazione (Figura 5);- l’eventuale ubicazione e le caratteristiche degli ancoraggi;- nel caso di ancoraggi pretensionati, l’eventuale forza no-minale di pretesatura;- l’analisi delle situazioni conseguenti alla perdita di effi-cienza di uno o più ancoraggi.

3. PRINCIPI GENERALI DEGLI ANCORAGGI PER ROCCE

La chiodatura è uno dei metodi più comuni di sostegnodegli ammassi rocciosi, sia per applicazioni Minerarie chenell’ambito dell’Ingegneria Civile.La progettazione del sistema di supporto deve ovviamentetenere conto delle caratteristiche della roccia in relazione aisuoi meccanismi deformativi, ma non di meno deve consi-derare le modalità nelle quali l’ancoraggio stesso reagisce.Qualora si introduca un nuovo tipo di ancoraggio, basato suprincipi di funzionamento diversi dai convenzionali, risultapossibile riconsiderare l’argomento e verificare se esistononuovi campi di utilizzo, specialmente in quelle situazioniove l’impiego degli ancoraggi tradizionali avrebbe potutonon essere soddisfacente.Quando viene effettuato uno scavo in roccia, la ridistribu-zione delle forze all’interno dell’ammasso genera stati de-formativi; in prossimità della superficie dello scavo, il pro-cesso di deformazione può portare al rilascio di blocchiisolati da fratture o stratificazioni. Tali blocchi, se non trat-

Numero di unità meccaniche di disgaggiaturaNumero di incidenti dovuti a non corretta fase di disgaggio

1983 84 85 86 87 88 89 90 91 92 93 94 95

30

25

20

15

10

5

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tenuti, possono in seguito innestare un collasso di tutta lavolta. La funzione principale di un sistema di ancoraggi è quindidi fornire un controllo dei fenomeni deformativi e di soste-nere i prismi di roccia ormai disarticolati.Ciò contribuisce a mantenere le forze di interconnessionedell’ammasso roccioso e, in definitiva, la sua qualitàgeomeccanica.Nello scegliere l’ancoraggio più opportuno al progetto speci-fico, un’attenzione particolare va posta a come l’ancoraggioriesce a mantenere le interconnessioni all’interno dell’am-masso roccioso o, in altre parole, a come genera la propriacapacità portante. Gli ancoraggi resistono al carico tramitedue meccanismi: adesione (Figura 6) e frizione (Figura 7).Un ancoraggio a resine, per esempio, resiste agli sforzi atrazione grazie all’adesione della resina stessa che agiscecome “collante” tra ancoraggio e roccia.Al contrario gli elementi a frizione resistono alla trazione permezzo di forze frizionali tra roccia e bullone di ancoraggio.A secondo del tipo di ammasso roccioso un meccanismod’ancoraggio potrà risultare più o meno vantaggioso consi-derando inoltre le particolari condizioni dello specificoCantiere.Vanno infatti esaminati anche gli aspetti tecnici quali: lafacilità d’installazione, la sicurezza di rispettare nell’esecu-zione i parametri progettuali, nonché i risvolti economici.Riassumendo la chiodatura della roccia in sotterraneo vienecomunemente utilizzato per:- bloccare distacchi gravitativi di cunei rocciosi;- creare in calotta un arco di roccia portante in ammassifratturati e non;- sostenere strati rocciosi disomogenei;- prevenire o stabilizzare l’instabilità a carico di punta inrocce laminate;- controllare le convergenze in terreno spingente;- stabilizzare il fronte in terreno fortemente spingente;- rinforzare la fascia di rottura nelle zone sovrasollecitate esoggette a decompressioni.

Figura 5 - Utilizzo di ancoraggi combinati CT-Bolt per il rinforzo di pareti verticali (Sydney, Sito Olimpico)

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Figura 6 - Principiodel meccanismo adadesione:

1) Adesione pun-tuale mediante bul-bo in resina bicom-ponente (e succes-sivo riempimento amalta; la molla ser-ve per garantire lamiscelazione dellaresina).

2) Adesione pun-tuale mediante te-sta ad espansione(e successivo riem-pimento a malta)

Figura 7 - Principio del meccani-smo a frizione (Split Set)

Esistono vari tipi di ancorag-gi:- bulloni attivi ancorati mec-canicamente;- barre e cavi passivi ad ade-renza continua;- barre e cavi pretesi ed iniet-tati;- chiodi ancorati per attrito(Split Set e Swellex).Dal punto di vista tecnico lascelta dipende da:1) natura dell’interazione an-coraggio-terreno;2) rapidità d’installazione;3) rapidità dell’azione di so-stegno;4) contributo nella fase di so-stegno primario;

5) contributo nella fase di sostegno secondario;6) possibilità di controllo della qualità;7) sensibilità alle vibrazioni conseguenti allo sparo dellevolate;8) resistenza alla corrosione.

4. CT-BOLT

Il CT-Bolt (Combination Tube Bolt, chiamato anche C-TUBE)è un prodotto innovativo, lanciato da pochi anni dallaIngersoll Rand, ora Orstal Stal, sui mercati mondiali (lalista referenze è già molto estesa; i primi paesi utilizzatorisono stati Scandinavia, Australia, USA e Italia (Figura 8).É un ancoraggio resistente alla corrosione che viene instal-lato seguendo il principio geomeccanico del temporaneo edimmediato supporto della roccia mediante una testa adespansione ed in seguito iniettato per conferirgli le caratte-ristiche di un ancoraggio permanente.

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Miscela di iniezione

Guaina

Ancoraggio

Rotturestrutturali

Il C-TUBE presenta rilevanti differenze tecniche, prestazio-nali e di costo (dell’elemento e della sua posa) dalle altretipologie di ancoraggi. Una guaina rigida in polietilene,frapposta tra la barra in acciaio e la roccia, garantiscel’impermeabilità eliminando l’azione corrosiva dell’acquae, nello stesso tempo, viene utilizzata come condotto diiniezione (Figura 9).La forma particolare della guaina agisce inoltre come cen-tratore continuo del bullone all’interno del foro, impeden-

Figura 8 - Specifiche costruttive del C-Tube

Figura 9 - Principio di funzionamento del CT-Bolt

N° 1: Il CT-Bolt viene inserito nel foro (diam. da 45 a 51 mm);pretensionata la testa ad espansione si fornisce così un supportoimmediato tramite l’apporto della piastra di ancoraggio.

N° 2: Il CT-Bolt viene iniettato tramite la testa di miscelazione ed iniezione.N° 3: La malta rifluisce e sfoga dal foro praticato sulla piastra.

do all’acqua il contatto con l’acciaio (Figura 10), ene aumenta le caratteristiche di aggrappo garan-tendo un effetto antifrizione allo scivolamento,unico.

Importante: se si vuole procedere alla fase di spritzbeton prima dell’iniezione è possibile installareapposite semplici cannule (costituite da tubetti inplastica di iniezione e sfiato che si accoppiano coni fori praticati sulla testa e nella piastra di ancorag-gio) attraverso le quali compiere l’operazione inun secondo tempo (programmare così una campa-gna di iniezione quando è più comodo per leesigenze di Cantiere).

Il C-TUBE è corredato di un corpo semisferico chemanifesta due funzioni: sopporta e distribuisce il

carico sulla piastra di ancoraggio e serve da camera diiniezione. Il materiale di iniezione viene pompato nel bulbo

Modello φφφφφ barra Carico di rottura Carico di rotturaper ancoraggio per ancoraggio

puntuale iniettato

C-TUBE M20 18,6 mm 150 kN 180 kNC-TUBE M22 21,6 mm 250 kN 318 kN

Lunghezze standard: da 1,5 m a 8,0 m (oltre a richiesta)Diametro di perforazione: da 45 a 51 mm

Figura 10 - L’acqua non riesce a penetrare attraverso le fratture della miscelacementizia grazie alla guaina di protezione (di iniezione e di distribuzione delcarico).

Figura 11 - Curve sforzo/deformazione per i C-Tube CT-M20 e CT-M22,diametro di perforazione 45-48 mm.

Guaina in polietilene contro la corrosione: le “bolle”centrano il fusto del bullone e lo ancorano saldamentenella malta di iniezione

Bulbo dimiscelazionee iniezionecon foro perl’iniezionedella malta dicementazione

La guaina è accoppiata altubo in acciaio ed al bulbo dimiscelazione

Acciaio adalta resistenza

Testa adespansione

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di miscelazione ed attraversa la guaina in polietilene; al-l’estremità superiore lo stesso rifluisce tra la guaina e laroccia fino a sfiatare dalla piastra di ancoraggio.

Il C-TUBE viene pertanto prima ancorato mediante unatesta ad espansione, in grado di reggere un carico variabilefino a 25 ton, ed in seguito iniettato definitivamente; l’effet-to di incapsulamento del chiodo gli conferisce caratteristi-che di durabilità uniche così come di resistenza alle solleci-tazioni. Il C-TUBE è corredato di una piastra di ancoraggiosemisferica a cupola a doppia curvatura. La filettatura delC-TUBE viene ottenuta rullando a freddo la barra e mante-nendo di conseguenza praticamente un uguale diametroresistente in modo che il sistema ancoraggio non presentipunti deboli di rottura.Il C-TUBE viene proposto in due versioni per le esigenzedell’Ingegneria Civile del Sottosuolo (ne esistono altre ver-sioni per il campo minerario).Le curve caratteristiche medie sono riportate in Figura11 (in funzione della resistenza della matrice rocciosa sisono riscontrati mediamente valori più elevati). Le ca-ratteristiche degli acciai sono definite nella Tabella sot-tostante.

Modello φφφφφ barra Tipologia Resistenza allo Resistenza Allungamento %acciaio snervamento a rottura

C-TUBETM M20 18,6 mm K500TE 500 - 540 MPa 700 - 730 MPa 3%C-TUBETM M22 21,6 mm BS 7861 650 - 665 MPa 815 - 830 MPa 2%

Figura 12 - Differenti tipologie di piastre ed accessori per l’ancoraggio dellerocce.

con opportuni sistemi di supporto della superficie dell’am-masso roccioso; l’effetto di tali accorgimenti consente unconfinamento della roccia fratturata migliorando ed otti-mizzando le prestazioni dell’intero sistema di ancoraggio.Per cui, il Progettista si dovrà impegnare, oltre che sullascelta dell’opportuno ancoraggio in funzione dell’ammassoroccioso, anche sulla scelta del opportuno supporto super-ficiale. Il principale supporto superficiale del sistema anco-raggio è la piastra di distribuzione del carico. Un grannumero di piastre di ancoraggio (Figura 12) si è reso dispo-nibile sul mercato negli anni passati: piatta quadrata (laprima), circolare, triangolare in varie versioni, rettangolare,circolare semisferica, con una sfera pressata ed un foroscanalato e, l’ultima conosciuta, semisferica con sezione acupola a doppia curvatura. Nella pratica moderna quasitutte le tipologie di ancoraggi sono tensionati o pretensiona-ti ad un carico più o meno elevato e non vi è dubbio che sottoun gran numero di condizioni la tipologia di piastra sceltariveste un ruolo estremamente importante. Il principio ditensionare o pretensionare un ancoraggio è legato alla ricer-ca di un effetto di compattamento degli strati e blocchi diroccia tra l’anima dell’ancoraggio e la piastra di supporto;per cui, per prevenire slittamenti o movimenti dell’ammas-

so roccioso si suppone che le caratteristi-che della piastra siano analoghe a quelledell’ancoraggio (almeno sino a quando ilsistema lavora puntualmente).Piastre aventi angoli ritorti verso l’ester-no hanno dimostrato che possono fornireun segnale di rottura ad esempio scheg-giandosi. Piastre piatte possono fornire

segnali mediante la rottura della roccia sotto la loro super-ficie di contatto. Piastre troppo sottili avranno la tendenzaad insinuarsi all’interno del foro praticato nella roccia pie-gando la loro superficie verso l’esterno. Un gran numero ditest ha dimostrato che la migliore capacità portante è datadalla forma circolare semisferica a cupola; durante la posain opera la superficie concava viene posizionata a contattocontro la roccia e durante la fase di tensionamento delbullone tutta la superficie periferica insiste sull’ammassoroccioso fornendo un buon contatto su una superficie limi-tata. Inoltre, poiché difficilmente la superficie dell’ammas-so roccioso risulterà piana (caso in cui si possono utilizzarepiastre piatte) l’ancoraggio facilmente presenta un disassa-mento rispetto alla piastra; la possibilità di scaricare assial-mente il carico sulla superficie semisferica della piastrastessa garantisce (per certi angoli di disallineamento dal-l’asse piastra/ancoraggio) un comportamento ugualmenteottimale. Un gran numero di test ha evidenziato compor-tamenti inaspettati per alcune zone specifiche di elementiancorati puntualmente. Dopo il normale comportamentotensione-deformazione, il carico decresce improvvisamenteprima di incrementarsi nuovamente. Questo comportamen-to è dovuto alle caratteristiche della piastra di ancoraggio,causato dalla piastra semisferica a cupola, avente una solacurvatura.La piastra si comporta come una molla di Belleville (a tazza),presentando uno sviluppo tensione-deformazione normalesino ad un certo carico ove collassa. Questo comportamentopotrebbe essere fatale nel caso di un blocco sospeso da tale

4.1 Caratteristiche della piastra di ancoraggio ed influenzasul sistema di supporto

Le condizioni dell’ammasso roccioso possono variare in unampio spettro di possibilità; ciò implica che i problemi distabilità possono essere differenti anche in zone molto vici-ne, per cui è importante definire parametri operativi ingrado di soddisfare esigenze di varia natura mediandoli almeglio in funzione delle caratteristiche al contorno al fine diottenere il rapporto costo/sicurezza migliore possibile.L’esperienza ha dimostrato che i sistemi di ancoraggio, peressere efficaci, devono venire progettati in combinazione

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Figura13 - Curva sfor-zo/deformazione di unapiastra Split Set model-lo 46 a cupola utilizzataper i CT-Bolt M20.

un sistema di ancoraggio è ilcorretto disgaggio delle pare-ti e della volta dopo la fase discavo; uno dei più comunimotivi di incidenti in galleriadopo una fase di scavo al-l’esplosivo è proprio dovutoda una impropria operazionedi pulizia degli ammassi roc-ciosi da blocchi e lastre peri-colanti. Impropria è spesso an-che l’operazione di scavo me-diante un’attrezzatura mecca-nica di disgaggio che potreb-be indurre fenomeni di insta-bilità in ammassi stabili (vedi

Figura 4). La posa in opera di un ancoraggio CT-Bolt viene,nella pratica nostrana, solitamente effettuata manualmente(Figura 14), sono comunque disponibili sistemi di installa-zione automatica (vedi § 4.3). Per quanto riguarda l’iniezio-ne con malte cementizie sono 4 le pratiche utilizzabili:1. Riempimento del foro mediante un tubo di iniezione cheviene inserito sino in fondo al foro stesso e che viene spintoverso l’esterno dalla pressione della malta.2. Applicazione sull’ancoraggio stesso di due tubi in mate-riale plastico aventi uno la funzione di tubo di iniezione el’altro di sfiato dell’aria.3. Utilizzo di malte preconfezionate ed additavate in “salsi-ciotti” (aventi un rivestimento poroso che viene immerso inacqua prima dell’inserimento delle stesse nel foro).4. Applicazione di una guaina concentrica all’ancoraggio(sistema CT-Bolt) che permette l’iniezione nella zona anula-re compresa tra ancoraggio e guaina ed il rifluimento dellamalta a rifiuto tra la guaina e la roccia.L’ultimo sistema è praticamente l’unico che può garantire,in tutte le situazioni, il completo intasamento per cui scon-giurare la presenza di sacche di aria o il contatto fisicodell’acciaio con la roccia.La sigillatura della piastra deve essere prevista nel caso diutilizzo di malte liquide; un prodotto tixotropico a bassorapporto A/C è chiaramente preferibile e garantisce miglio-ri prestazioni strutturali all’intero sistema (soprattutto nelcaso di ancoraggi installati subverticalmente). Per una disa-

Figura 14 - Installazione manuale di un ancoraggioCT-Bolt

piastra quando il peso del blocco è vicino alcarico limite della piastra stessa. Se il caricodel blocco aumenta la piastra collasserà ed ilblocco scenderà fino al momento in cui lostesso carico viene riguadagnato. Questo fe-nomeno potrebbe indurre una velocità al bloc-co rendendolo non più stabilizzabile con ilrisultato di un rilascio.Investigazioni sulla caduta di alcuni blocchinella miniera di Lefdal Olivine ha confermatoche proprio questa ne era la causa [Stjern 1992]:la rondella semisferica ha penetrato la piastradopo la rottura iniziale ed il blocco si è sfilatodall’ancoraggio.Il Produttore della piastra dopo essere statoinformato di questo fatto ha modificato lageometria della stessa inserendo una doppia curvaturaoltre a migliorare la qualità dell’acciaio: l’evento non si èpiù ripetuto.

Il CT-Bolt utilizza piastre di ripartizione del carico semisfe-riche a cupola, la cui caratteristica deformativa sotto sforzoè evidenziata dalla Figura 13. Sulla scorta di queste osserva-zioni e sui test effettuati su un gran numero di campioni, sipuò concludere che le piastre di ancoraggio migliori general-mente sono quelle più rigide.Nei casi ove si prevedono elevati carichi deformativi lacapacità di snervamento dovrebbe essere ottenuta dal chiodoe non dalla piastra di ancoraggio.Quando sussiste il pericolo di cedimenti con scoppio diroccia (ad elevate profondità, sono fenomeni di detensiona-mento esplosivo) si utilizzano grandi piastre triangolari aventilati fino a 60 cm di lunghezza; questa configurazione permet-te che una grande porzione di superficie di roccia vengacoperta dalle piastre, pur mantenendo una spaziatura stan-dard degli ancoraggi. Detto sistema, sotto i rischi di scoppiogeologico sopra accennato, è risultato essere molto efficace;è l’unico caso ove non si consiglia l’utilizzo di piastre semi-sferiche a cupola.

4.2 Installazione

Un concetto di estrema importanza per rendere efficiente

Guida al Tunnelling446

mina più approfondita in merito ai risultati tecnici di labo-ratorio ed in situ si rimanda a paragrafi successivi. É chiaroche il corretto diametro del foro rappresenta un fattorefondamentale per l’efficacia dell’ancoraggio. Una volta in-serito l’elemento, fatta aderire la piastra alla roccia sarànecessario ruotare il dado al fine di ottenere la coppia diserraggio progettuale.La coppia raccomandata dovrebbe avere un valore compre-so tra 135 e 340 Nm o 4,5 kN di carico al di sopra o al di sottodel 50% del limite di snervamento della capacità di ancorag-gio [Peng 1978]. Un grafico utilizzabile per determinare ilvalore della coppia di serraggio è quello riprodotto in Figura15. Il sistema migliore per pretensionare un ancoraggio èsicuramente il tensionatore idraulico che è in grado di tirareil bullone senza produrre torsioni, per cui evitare i fenomenidi frizione. Un sistema più pratico è l’uso di una chiave

dinamometrica o di unavvitatore pneumati-co provvisto di dina-mometro (Figura16).

4.3 Perforazioneper l’installazionedegli ancoraggi

Sicuramente la figuradel bullonatore auto-matico rappresenta lamacchina più frequen-temente nominata nel-la fase operativa dibullonatura; esso vie-ne utilizzato sistema-ticamente in Finlandia

ed in Australia (viene imposto per legge per motivi disicurezza). Esistono, però, numerose altre attrezzature checompongono il corollario di equipaggiamento necessario perla corretta posa in opera della varietà di tipologie esistenti disupporti puntuali.I tipi principali di sistemi di perforazione, unitamente allepiattaforme elevabili e ai sistemi di sollevamento e prote-

Figura 16 - Fase di tensionamento di un CT-Bolt mediante avvitatore pneumatico

Figura 17 - Installazione automatizzata diun CT-Bolt

zione, utilizzabili sono:A. Jumbi in grado di eseguire sia la perfora-zione che la bullonatura; essi possono esseredotati di uno, due e tre bracci. Molto spessovengono utilizzate per questo lavoro le at-trezzature progettate per la costruzione dinormali gallerie o per miniere.Talvolta la slitta può essere del tipo ad allun-gamento telescopico per ridurre la lunghezzatotale di ingombro.B. Jumbi per la perforazione di fori lunghifinalizzati all’impiego di speciali ancoraggidi notevole lunghezza. Tali gruppi sono nor-malmente dotati di un braccio portante uncestello od una piattaforma di lavoro per ilmaneggio delle aste di perforazione; anchegli ancoraggi possono essere installati utiliz-zando il medesimo jumbo.

C. Attrezzature spe-ciali idonee all’esecu-zione del ciclo comple-to di chiodatura. Letecniche finora usatecon macchine automa-tiche rendevano incer-ti e problematici i cen-traggi tra: foro esegui-to dalla perforatrice -eventuale cartuccia dimalta da inserire - an-coraggio da infilare;infatti era molto diffi-cile inserire ancoraggicon diametro solo diqualche millimetro in-feriore al foro esegui-to in roccia fratturata,

cioè di scarsa consistenza e quindi instabile. Spesso, a causadegli spostamenti necessari per cambiare la slitta di perfora-zione con quella di lancio malta o di inserimento ancoraggio,veniva a mancare l’allineamento tra foro e chiodo con conse-guente impossibilità d’inserimento dell’ancoraggio; il proble-ma è stato praticamente risolto mediante un sistema nel qualele slitte sono fisse, cioè non si muovono più rispetto al foro(Figura 17).Per quanto riguarda l’installazione automatica dei CT-Bolts sipossono utilizzare tutti e 3 i sistemi succintamente descritti.

4.4 Macchine per la cementazione

Una miscelazione corretta ed un ottimale rapporto acqua/cemento sono le condizioni fondamentali per una buonacementazione.Il problema dell’intasamento dei fori mediante malte, per latenuta del sistema di ancoraggio, può essere risolto da unmiscelatore di tipo colloidale, costituito da un contenitore sulcui fondo viene installata una camera di miscelazione e unaturbina ad albero verticale, capace di ruotare sul suo asse.Nel contenitore vengono introdotti acqua, sabbia e cementoo miscele preconfezionate aventi caratteristiche tixotropiche;

Figura 15 - Grafico coppia di serraggio/tiro

Guida al Tunnelling 447

A Giunto rapido culottaF Sistema di trasmissione a cinghiaB VermeG RiduttoreC Statore regolabile

H AgitatoreD Accoppiamenti flessibili alberoJ TramoggiaE Guarnizione alberoK Serraggio regolabile

la miscela è aspirata nella camera di miscelazione e vieneveicolata dal sistema di pompaggio (a verme [Figura 18] o apistoni) e scaricata attraverso un tubo all’interno del foro.La turbina dei miscelatore può essere realizzata in acciaioindurito per ottenere la massima resistenza all’usura. Ledimensioni delle particelle della miscela non dovrebberosuperare i 4 mm.A titolo d’esempio si può dire che 40 litri di acqua, 100 kg dicemento e 120 kg di sabbia vengono miscelati in 15/20secondi.Per una maggiore rapidità di lavoro, il miscelatore puòessere munito di un dispositivo taglia-scacchi.

4.5 Il comportamento di un CT-Bolt in materiali scistosi

Una serie di test compiuti sui CT-Bolts nella miniera diCannington (NO Queensland, Australia), condotti secon-do gli standard ISRM [Brown, 1978] hanno fornito in-teressanti riscontri sul comportamento degli ancoraggi inpresenza di ammassi rocciosi ad elevata scistosità.Gli elementi sono stati inizialmenteancorati puntualmente ed in seguitoiniettati usando un rapporto A/Cpari a 0,4. Tutti i test sono stati com-piuti dopo due giorni di maturazionedella malta.La Figura 19 mostra come le caratte-ristiche di resistenza in materialiscistosi, comparando i dati con leformazioni di pegmatite e zinco,sono notevolmente migliorate dopola fase di iniezione grazie all’azionedi bloccaggio della malta. I valori diresistenza, per deformazioni nell’or-dine dei 20 mm, per un CT-Boltavente diametro 18,6 mm, sono pas-sate da ca. 8 ton a ca. 23 in materialiscistosi (e da ca. 15 ton a 25 ton perla pegmatite e la roccia zincifera).

4.6 Voce di Capitolato Tecnico

Il CT-Bolt può venire generalmentespecificato nei seguenti modi:

- “Ancoraggio da roccia interamente incapsula-to, iniettato con malta cementizia avente uneffetto di immediato supporto e protezionepermanete alla corrosione”.- “Ancoraggio da roccia che può venire mecca-nicamente ancorato per un supporto immedia-to e può essere successivamente iniettato perdiventare un ancoraggio permanente protettodalla corrosione”.Più specificatamente:

C-TUBE # Modello M20Ancoraggi da roccia, realizzati con barre inacciaio ad elevate caratteristiche meccaniche(tensione di snervamento > 500 N/mm2, tensio-ne di rottura > 700 N/mm2) ad aderenza mi-

gliorata, di sezione circolare, del diametro minimo di 18mm, avente elevato limite allo snervamento (> 120 kN) edelevato limite alla rottura (> 150 kN) ancorata meccanica-mente mediante testa ad espansione per un supporto imme-diato, che possano essere in seguito iniettati mediante ido-nee malte cementizie per assumere la funzione di ancoraggistrutturali e definitivi aventi elevate caratteristiche di resi-stenza alla rottura (> 18 ton). Gli ancoraggi devono esseredifesi meccanicamente dalla corrosione mediante guaina inidoneo materiale (tipo polietilene) in grado di inibire ilpassaggio dell’acqua e devono essere provvisti di un siste-ma di centraggio al fine di preservarli dal contatto con laroccia e permettere una equidistribuzione della malta diiniezione.Gli ancoraggi devono essere corredati di idonea piastra diripartizione del carico (del tipo semisferica a cupola) atta asopportare tensioni asimmetriche.Le filettature devono presentare simili caratteristiche mec-caniche dell’anima dell’intero ancoraggio in modo che l’inte-ro sistema abbia caratteristiche di resistenza omologhe.

C-TUBE # Modello M22Bulloni di ancoraggio, realiz-zati con barre in acciaio ad ele-vate caratteristiche meccani-che (tensione di snervamento> 650 N/mm2, tensione di rot-tura > 880 N/mm2) ad aderen-za migliorata, di sezione cir-colare, del diametro minimodi 21 mm, avente elevato limi-te allo snervamento (> 200 kN)ed elevato limite alla rottura(> 250 kN) ancorata meccani-camente mediante testa adespansione per un supportoimmediato, che possano esse-re in seguito iniettati median-te idonee malte cementizie perassumere la funzione di anco-raggi strutturali e definitiviaventi elevate caratteristichedi resistenza alla rottura (> 32ton). Gli ancoraggi devono es-

Figura 18 - Pompa di iniezione a verme con statore regolabile (Putzmeister)

Figura 19 - Curva sforzo/deformazione di un CT-BoltM20 in funzione delle caratteristiche dell’ammasso roc-cioso.

Guida al Tunnelling448

5. TEST IN LABORATORIO SUGLI ANCORAGGIDA ROCCIA

5.1 Motivazione del presente lavorodi laboratorio

Il lavoro di laboratorio, del quale portiamoalcune conclusioni, è stato effettuato per i se-guenti motivi:

• Prove al taglio ed alla trazione non sono maistate effettuate sotto uguali condizioni al con-torno nello stesso materiale.• Le prove di taglio sono normalmente stateeffettuate su ancoraggi in scala e non su anco-raggi di lunghezza e dimensione standard.• Le precedenti prove di taglio sono stateeseguite su piani di scorrimento naturali (ec-cetto che per Azuar e altri [1979], su ancoraggi in scala)manifestando difficoltà nell’estrapolare il contributo del-l’ancoraggio sul valore totale della resistenza al taglio.• Il numero della tipologia di ancoraggi provati da ogniAutore è stato di norma molto limitato (eccetto che perHaas [1975] e Stillborg [1990]).• Nuovi ancoraggi che si sono affacciati sul mercato nonsono stati mai esaustivamente provati.Inoltre, è nostra opinione che i risultati forniti da provedirette espressi in unità ingegneristiche di misura comecarico (kN) e deformazione (mm) sono più facili da com-prendere che equazioni matematiche che ne descrivono ilcomportamento. Le equazioni matematiche includono spes-so diversi fattori correttivi funzione del materiale dell’anco-raggio, della malta di iniezione, dell’ammasso roccioso edelle condizioni di carico.I fattori correttivi possono essere facilmente trovati per testdi laboratorio ma devono confrontarsi nelle applicazioni insitu, potendo sussistere la possibilità di non corrette stimedel comportamento dell’ancoraggio stesso.A fronte delle considerazioni prima esposte, lo scopo diquesta campagna di prove di laboratorio è stato quello di

valutare e quantificare le risposte alle sollecitazioni dei piùcomuni tipi di ancoraggi utilizzati nel campo dell’Ingegne-ria Mineraria e Civile.

5.2 Attrezzatura progettata per le prove di laboratorio estrumentazione

L’attrezzatura è stata appositamente progettata al fine diinvestigare il comportamento carico-deformazione degliancoraggi soggetti a carichi di trazione e di taglio nell’intor-

Figura 20 - Illustrazioneschematica dell’attrezzaturaper le prove di laboratorio

no di un piano di scorrimento, sotto ben determinate econtrollate forze. In sintesi l’ammasso roccioso è stato si-mulato da due blocchi in calcestruzzo ad elevata resistenzaaventi la possibilità di muoversi sia lateralmente che normal-mente al piano di scorrimento, come è mostrato in Figura 20.Le pareti dei blocchi in calcestruzzo hanno dimensioni di0,95 m; questa lunghezza rende possibile il test sul sistemacompleto costituito dagli elementi di ancoraggio e dallepiastre.L’attrezzatura è progettata per sviluppare una forza di ta-glio di 500 kN e una forza a trazione di 600 kN, valorisufficienti a portare a rottura gli ancoraggi che vengononormalmente utilizzati. La geometria dei blocchi fornisce lapossibilità di un riutilizzo degli stessi ruotando il bloccostesso; per le prove a trazione è stato possibile utilizzarefino a 5 volte lo stesso lato, mentre per le prove a tagliosolo 3 (l’ancoraggio deve essere inserito nel verso delladirezione del carico). É stato possibile eseguire test mul-tipli sulla macchina grazie all’installazione di cuscinettisulle guide lungo tutti i lati dei blocchi, prevenendoanche movimenti rotatori causati dagli ancoraggi instal-lati eccentricamente.

WP PotenziometroLVDT Trasdutttore differenziale lineare variabile

sere difesi meccanicamente dalla corrosione mediante guai-na in idoneo materiale (tipo polietilene) in grado di inibireil passaggio dell’acqua e devono essere provvisti di unsistema di centraggio al fine di preservarli dal contatto conla roccia e permettere una equidistribuzione della malta diiniezione. Gli ancoraggi devono essere corredati di idoneapiastra di ripartizione del carico (del tipo semisferica acupola) atta a sopportare tensioni asimmetriche. Le filetta-ture devono presentare simili caratteristiche meccanichedell’anima dell’intero ancoraggio in modo che l’intero siste-ma abbia caratteristiche di resistenza omologhe.

C-TUBE # Doppia protezione contro la corro-sione• Bulloni come definiti sopra e galvanizzati.•␣Bulloni come definiti sopra e ricoperti di unfilm di resina epossidica.

Guida al Tunnelling 449

Il sistema di carico idraulico consiste in due martinettiche tirano il cubo di trazione ed un pistone che spinge ilcubo di taglio. La portata d’olio viene controllata ma-nualmente mediante una valvola; manometri sono statiutilizzati per il controllo manuale e per il sistema auto-matico di acquisizione dati. L’attrezzatura è stata stru-mentata per registrare tutti i dati completi sforzo-defor-mazione per gli ancoraggi provati; la strumentazione dibase registra la pressione idraulica, il carico e la defor-mazione. Una cella di carico è stata utilizzata per misu-rare il valore del carico di pretensionamento e lo sforzosulla piastra durante le prove. Inoltre sono stati installatialcuni trasduttori al fine di monitorare gli spostamentidella piastra e dell’ancoraggio. Sia trasduttori differen-ziali lineari variabili (LVDT) che potenziometri elettrici(WP) sono stati utilizzati per misurare gli spostamenti.Il gioco sulle facce dei cubi fino al momento di contattoa pressione lungo il telaio dell’attrezzatura è stato moni-torato dai LVDT.Due potenziometri elettrici hanno tenuto sotto controllo glispostamenti dei cubi; questi ultimi sono stati anche utilizza-ti per misurare gli eventuali piccoli movimenti rotatori cheavrebbero potuto crearsi tra il telaio ed i cubi.Sono stati installati anche alcuni estensimetri al fine diregistrare misure per ottenere dettagliate informazioni sul-la distribuzione del carico.In qualche caso gli estensimetri sono stati accoppiati inconfigurazione a ponte a quattro assi ortogonali conderivatori di precisione come blocchetti di riscontro fittizi;il circuito a ponte non viene utilizzato frequentemente acausa della sensibilità alla temperatura ma, in questa cam-pagna prove che dura al massimo 10 minuti, si è potutoassumere condizioni di temperatura stabili.Tutti i trasduttori sono connessi ad un amplificatore digita-le che trasmette i dati ad un elaboratore dotato di un pro-gramma di acquisizione espressamente progettato; il siste-ma di acquisizione ha fornito la possibilità di unmonitoraggio in tempo reale e l’immagazzinamento deidati su file dedicati.Per le prove al taglio le superfici dei giunti sono statecoperte di teflon al fine di minimizzare il loro stesso contri-buto al taglio.

5.3 Procedure per le prove di laboratorio

Gli ancoraggi monitorati dagli estensimetri sono stati cali-brati sotto sforzo di trazione normale; il carico è statoaumentato a gradini di 10 kN fino a circa il 60% del valoredi snervamento.I fattori di calibrazioni per ogni estensimetro sono staticalcolati ed utilizzati in seguito per analizzare i risultatidalla prova vera e propria.La velocità di variazione della deformazione è stata control-lata da un indicatore di velocità; il valore è di 5 mm/min siaper le prove a trazione che per le prove a taglio.La velocità di variazione della deformazione in questorange non influenza il comportamento dell’acciaio [Lang-seth e al. 1991].Per tutti gli ancoraggi iniettati è stata utilizzata una maltaspeciale preconfezionata (Rescon Nonset 50); le prove sono

sempre state effettuate dopo 3 giorni di maturazione a 20° ditemperatura costante.Test hanno dimostrato che la malta in oggetto, dopo 3 giornidi maturazione, sviluppa ca. il 70% della sua resistenza. Lamalta viene confezionata aggiungendo 6,75 litri di acquaper un sacco da 25 kg di materiale secco, fornendo unrapporto A/C pari a 0,33. Dopo una fase di miscelazione inbetoniera, avente la durata minima di 3 minuti, il materialeè stato pompato nel foro.Gli elementi sono stati installati secondo le normali proce-dure di Cantiere per ogni specifico ancoraggio. Per quantoriguarda i normali ancoraggi iniettati il tubo di iniezione èstato infilato in testa al foro assicurando un completo riem-pimento. Dopo la fase di iniezione l’elemento è stato instal-lato a spinta. Questa procedura è stata utilizzata per anco-raggi a cavo a due trefoli, ancoraggi a barra piana e barrefilettate. Per i CT Bolts il sistema è stato iniettato dal foro cheè ricavato nella testa di miscelazione emisferica, attraversola guaina in PVC sino a riempimento del foro ed a sfogodalla piastra.Per i bulloni a tubo la miscela è stata iniettata dal foroall’interno del tubo sino a riempimento e sfogo dalla piastra.I cubi in calcestruzzo ad alta resistenza hanno presentatouna σc di 65 MPa, per minimo 28 giorni di maturazione. Testcondotti dal prefabbricatore hanno fornito, a 28 giorni, resi-stenze medie di 76,8 MPa, con una deviazione standard di 4,9MPa (minimo valore 68,3 MPa, massimo valore 85,0 MPa).I fori sono stati eseguiti utilizzando carotatrici rotopercus-sive. Fori scavati a percussione sono stati utilizzati per gliancoraggi a frizione.Gli elementi iniettati a resina sono stati anch’essi testati neifori scavati a percussione poiché la resina manifestava ten-denza allo scivolamento nei fori carotati. Il diametro dei foriè stato eseguito secondo le prescrizione delle Case Produt-trici; per gli ancoraggi senza particolari specifiche sono statieseguiti fori aventi diametro da 45 mm.

5.4 Tipologia degli ancoraggi testati

Sono stati presi in considerazione le tipologie più comuni diancoraggi che vengono utilizzate nel campo dell’IngegneriaMineraria e Civile. Sono stati testati elementi analoghi perogni gruppo, dando per assunto che ancoraggi simili do-vrebbero manifestare più o meno simili risposte a prescin-dere dai Produttori.Ogni ancoraggio è stato provato al taglio ed a trazionealmeno con due prove rispettivamente. Quando i risultatiper test analoghi hanno deviato considerevolmente, si èprovveduto a ripeterli al fine di avere una chiara caratteriz-zazione del comportamento di quel specifico elemento. Unnumero totale di 120 prove è stato eseguito al fine di perve-nire ai risultati soddisfacenti che ci si era prefissato.Gli ancoraggi sono stati definiti in tre classi:CMC (Continuously Mechanically Coupled) ancoraggi com-pletamente iniettati: elementi accoppiati meccanicamenteed in modo continuo inseriti in una matrice (normalmentemiscele a base di cemento o resine) in grado di riempire lacorona circolare tra l’elemento e la parete del foro. La matri-ce trasferisce il carico dalla roccia all’elemento. Gli elementidi rinforzo utilizzati insieme alle matrici vengono spessoprodotti in differenti sezioni e tipologie ove le interazioni

Guida al Tunnelling450

geometriche tra l’elemento e la matrice crea un effetto diaccoppiamento meccanico.DMFC (Discrete Mechanical and Friction Coupled) anco-raggi puntualmente ancorati: questa tipologia di ancoraggitrasferisce le tensioni tra l’ammasso roccioso e l’elemento adue punti discreti ben definiti; alla piastra ed ad un qualchepunto lungo il foro.Il trasferimento interno del carico è limitato in una bendefinita porzione (corta) dell’elemento; vengono definitiancoraggi ancorati puntualmente (per esempio medianteuna testa ad espansione o un bulbo finale in resina).CFC (Continuos Friction Coupled) ancoraggi a frizione:questi ultimi si comportano in maniera simile ai CMC.L’elemento di rinforzo viene installato a diretto contattocon l’ammasso roccioso.Il trasferimento degli sforzi avviene tramite la frizione tral’elemento e la parete del foro.I tipi differenti di ancoraggi testati ed il loro relativo nume-ro di identificazione è mostrato in Figura 21.

Tabella 21 - Differenti tipologie di ancoraggi testati durante il campo prove

ID TIPOLOGIA DI ANCORAGGIO Φ Φ Φ Φ Φ MM PRODUTTORE TIPO DI ANCORAGGIO CAT

ELEMENTI ANCORATI PUNTUALMENTE

1P Circolare liscia 20 Orsta Stalindustri as Testa ad espansione DMFC2P Circolare ad aderenza 20 Galvanostans A/S Resina DMFC

migliorata3P Circolare ad aderenza 18,6 Orsta Stalindustri as Resina DMFC

migliorata4P Gewistag a filettatura 20 Dywidag Testa ad espansione DMFC

continua5P Circolare ad aderenza 20 Galvanostans A/S Testa ad espansione CMC

migliorata

ELEMENTI ANCORATI LUNGO TUTTO IL FUSTO A RESINA E A MALTA

6C Circolare ad aderenza 18,6 Orsta Stalindustri as Completamente CMCmigliorata iniettati

7C Circolare ad aderenza 25 Orsta Stalindustri as Completamente CMCmigliorata iniettati

8C Dywidur in vetroresina 22,5 Dywidag Completamente CMCiniettati

9C Chiodo in legno 35 Faggio Completamente CMCiniettati

10C Circolare ad aderenza 20 McBolt and Plate Inc. Completamente CMCmigliorata iniettati

11C Cavo doppio a 7 trefoli 12,7 Fundia Hjulsbro AB Completamente CMCineiettati

12C Gewibar a filettatura 20 Dywidag Completamente CMCcontinua iniettati

ANCORAGGI PROGETTATI PER UN SUPPORTO DI FASE PRIMARIA E DI FASE SECONDARIA

13P Ancoraggio a tubo, Φint 15 mm 24 Orsta Stalindustri as Testa ad espansione DMFC14P Ancoraggio a tubo, Φint 15 mm 24 Orsta Stalindustri as Testa ad esp. + malta CMC15P CT-Bolt liscio 18,6 Ingersoll Rand Testa ad espansione DMFC16P CT-Bolt liscio 18,6 Ingersoll Rand Testa ad esp. + malta CMC17P CT-Bolt ad aderenza migliorata 18,6 Ingersoll Rand Testa ad espansione DMFC18P CT-Bolt ad aderenza migliorata18,6 Ingersoll Rand Testa ad esp. + malta CMC

ANCORAGGI A FRIZIONE

19F Standard Swellex 26 Atlas Copco Frizione CFC20F Yielding Swellex 26 Atals Copco Frizione CFC21F Split Set SS 46 Stabilizer 46 Ingersoll Rand Frizione CFC

5.5 Risultati e commenti alleprove di laboratorio

In questo paragrafo vengonoriassunte le principali conclu-sioni derivanti dai test selezio-nati. La resistenza al taglio tro-vata dalla prova di taglio puroeffettuata mediante l’attrezza-tura a ghigliottina (quest’ulti-ma non è stata descritta ma rite-niamo sia intuitivo il suo fun-zionamento) può essere defini-ta come la capacità minima altaglio dell’ancoraggio provato.Questa affermazione è provatadal fatto che:- nessuna roccia può avere unarigidità maggiore dell’acciaiotemprato utilizzato per la prova;- ogni dilatazione tra le superfi-ci di scorrimento è stata preve-nuta da guide mobili;- l’adattatore utilizzato non hapermesso alcuna flessione (si-tuazione normale nella realtà).I valori ottenuti mediante laprova con l’attrezzatura a ghi-gliottina sono inferiori a quellidefiniti dai test a tutto campo;ciò può venire spiegato dal fe-nomeno di rottura della matri-ce cementizia e/o della sede incalcestruzzo che induce nell’an-coraggio fenomeni di flessioneattivando anche, a rottura a ta-glio, sforzi a trazione. Estensi-metri allocati a varie distanzedal giunto hanno mostrato, pergli ancoraggi interamente iniet-tati, fenomeni di flessione fino

a 150 mm dai piani di scorrimento. Anche il fatto che i pianidi scorrimento fossero rivestiti con un film avente 1 mm dispessore può aver facilitato la flessione dell’anima. In prati-ca, ciò significa che la resistenza al taglio dell’ancoraggio ènel range del 80-100% del valore della resistenza a rotturafinale, in funzione delle condizioni al contorno (solitamenteil massimo carico a taglio accettabile è limitato a 0,6 delvalore a rottura a trazione; regola derivata dai materialiideali in uno stato bidimensionale di stress che obbediscealle condizioni di taglio di Von Mises).É stato dimostrato che le barre con le filettature nelle zoneterminali hanno la tendenza a rompersi nelle filettature stesseprima che l’anima raggiunga il carico di snervamento.Alcuni degli ancoraggi si sono rotti con allungamenti dellabarra del solo 1% (contro prescrizioni del 6%).Barre continuamente filettate, come ad esempio la Gewibar,a filettatura rullata a freddo (come per i CT-Bolt) e barre liscehanno mostrato i valori di elongazione maggiore (> 8%).Da un punto di vista della stabilità e della sicurezza è

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importante che i Costruttori di ancoraggi producano mate-riali con valori di resistenza costanti lungo tutto l’elemento;non ha senso prescrivere una determinata elongazione sot-to un preciso carico se la filettatura collassa prima delcarico di snervamento della barra per un allungamentomolto lontano da quello della stessa.Prove su elementi ancorati puntualmente hanno mostra-to che lo spostamento iniziale è maggiormente provocatodagli effetti deformativi della piastra e dallo spostamen-to dell’ancoraggio; la deformazione addizionale è gover-nata dalla resistenza allo snervamento dell’anima del-l’ancoraggio.Il pretensionamento di un elemento ancorato puntualmenterappresenta una fase cruciale al fine di prevenire sposta-menti sproporzionati della piastra e dell’ancoraggio; nor-malmente una coppia di serraggio di 50 kN è sufficiente perevitare questo fenomeno.Gli ancoraggi combinati (con barra liscia o ad aderenzamigliorata: CT-Bolt) hanno mostrato grandi variazioni nel-la curva caratteristica sforzo-deformazioni rispetto agli ele-menti ancorati puntualmente (supporto primario) ed iniet-tati in seguito (supporto secondario). Le caratteristiche del-la deformazione a taglio sono risultate considerevolmentedifferenti con medie di spostamenti al massimo carico ri-spettivamente di 40 e 90 mm per gli ancoraggi iniettati e perquelli ancorati puntualmente. Le deformazioni sotto caricodi trazione sono state paragonabili tra gli elementi ancoratipuntualmente e quelli iniettati. La barra ad aderenza mi-gliorata CT-Bolt ha mostrato considerevoli variazioni tra idue casi a riguardo sia della rigidità iniziale che delladeformazione a carico massimo.Le prove a trazione (condotte sia mediante l’attrezzaturaprima descritta che mediante pull test classico con il CT-Tubeincamiciato in un tubo in metallo) hanno verificato che laguaina in polietilene rappresenta l’elemento legante tra lamalta di iniezione, la barra e la roccia, garantendo la rotturadel sistema solo al valore del carico di rottura della barra (nonsi sono evidenziati fenomeni di slittamento [Figura 22]).Diametri differenti del foro di introduzione non hannoavuto significative influenze sulla risposta del carico atrazione. Inoltre, la malta di iniezione testata (Nonset 50)maturata 24 ore e 3 giorni ha mostrato analoghe caratteri-stiche dopo 7 giorni di maturazione.Prove sulle piastre di ancoraggio posizionate obliquamen-te rispetto all’asse dell’ancoraggio hanno mostrato cheinclinazioni sotto i 75° (tra la piastra e l’ancoraggio) do-vrebbero essere evitate, al fine di limitare significative

deformazioni incondizioni di ca-rico.Le caratteristichea taglio degli an-coraggi provati

con l’attrezzatura a ghigliottina sono state di ca. il 80% dei“dati di targa” corrispondenti.Dovendo trovare il miglior ancoraggio utilizzabile in for-mazioni rocciose comuni, aventi deformazioni da basse amoderate, è nostra opinione che la barra ad aderenza mi-gliorata iniettata sia la configurazione ottimale. Ci sononumerose ragioni per poter affermare quanto detto:• primo - l’alta resistenza al taglio insieme all’istantaneacapacità di lavorare per effetto perno;• secondo - la capacità di sopportare aperture dei piani discorrimento di 20-30 mm prima del collasso dell’anima;• terzo - la capacità di ridurre le dilatazioni dei piani discorrimento legando entrambe le zone della discontinuità(con elevata rigidità);• finalmente - la barra iniettata lavora normalmente senzabisogno della piastra di ancoraggio e questa situazione nonmobilita carichi particolari nelle zone filettate.

5.6 Nota tecnica sul comportamento di un ancoraggio afrizione ed un ancoraggio iniettato

Secondo i risultati delle prove è possibile valutare una notatecnica comparativa tra gli ancoraggi a frizione Swellex (ilmarchio Swellex è un marchio registrato dall’Atlas CopcoCo.) e gli ancoraggi puntuali eventualmente iniettati CT-Bolt; questo argomento può essere un interessante spunto diriflessione quando si deve valutare la portanza di un siste-ma di ancoraggio in funzione dell’ammasso roccioso che sideve sostenere.Pur essendo che il materiale con cui sono costruiti gli anco-raggi a frizione presenta un carico di rottura standard che vadalle 10 alle 20 - 24 ton, rimane il fatto che difficilmentequesto carico può venire sfruttato dall’ancoraggio in caso diapertura dei piani di scorrimento proprio perché, essendoun elemento a frizione, tenderà a scivolare sotto sforzo.Analizzando i dati comparativi di uno Yielding StandardSwellex e di un CT-Bolt M20 ancorato puntualmente einiettato, dai grafici si può notare:1. Yielding Swellex, carico minimo a rottura 80 kN; le provea rottura condotte in laboratorio, sotto condizioni riprodu-centi l’ammasso roccioso, dimostrano la sua tendenza ascivolare già a ca. 84 kN (Figura 23 e Figura 24 , nella paginaseguente, che mostra il comportamento di uno StandardSwellex avente carico di rottura pari a 100 kN, il quale peròcollassa); anche se fosse in grado di reggere maggior carico,pertanto, ci sarebbero forti probabilità di non poter sfruttarele caratteristiche dell’acciaio con cui esso stesso è costruito.2. CT-Bolt M20, ancorato puntualmente: a rottura tiene piùdi 150 kN (Figura 25) senza alcun fenomeno di slittamento;il CT-Bolt M20, iniettato completamente: a rottura tiene piùdi 180 kN di carico (Figura 26) (la tipologia M22 presentacaratteristiche ben superiori).La comparazione della risposta a taglio è chiara dai grafici.

6. PROVE SULLE MISCELE CEMENTIZIE DI INIEZIONE

L’utilizzo di miscele cementizie ha lunga pratica sia nelcampo minerario che in quello civile.Lo scopo di questo lavoro è stato di investigare il comporta-mento meccanico di miscele speciali (tipo il prodotto della

Figura 22 - Pull test suun CT-Bolt iniettato: rot-tura della barra al suovalore di carico limite (nonsussistono fenomeni dislittamento della guaina)

Guida al Tunnelling452

Figura 23 - Yielding Swellex Figura 24 - Standard Swellex

Rescon) a confronto con cementi Portland normali (OP =Ordinary Portland) o Portland a Rapido Indurimento (RP =Rapid Portland).Lo scopo principale di una miscela cementizia di iniezioneè di facilitare il meccanismo di trasferimento del caricodall’ammasso roccioso all’ancoraggio; per questo motivo lacapacità di ancoraggio è anche funzione delle condizioni dimaturazione.La funzionalità di una miscela è dipendente da numerosifattori quali:- Pompabilità.- Capacità di mantenere buone caratteristiche meccanichein caso di aumento del rapporto A/C.- Consistenza, stabilità e abilità nel rimanere nel foro.- Stabilità della miscela senza effetti di separazione.- Espandibilità.- Sviluppo della resistenza ad una determinata temperaturaentro un tempo desiderato.Le ricerche sulle miscele sono maggiormente concentratesui metodi standard di rilevazione dei calcestruzzi, mararamente studiano l’interazione tra la miscela e l’elementodi supporto.Parametri come la capacità di ancoraggio in funzione deltempo, dell’espansione e consistenza della miscela, stabili-tà alla variazione del quantitativo di acqua sono molto piùimportanti delle pro-prietà classiche dellamiscela quali la resi-stenza a compressioneuniassiale o la resisten-za alla fessurazione.In questa fase di testsono state utilizzate di-verse miscele con diffe-renti raporti A/C. Il rap-porto A/C è stata deter-minata mediante duedifferenti consistenze; ilprimo affinché la misce-la avesse la proprietà dirimanere verticalmentenel foro e l’altro più flui-do. La versione più den-sa rimaneva incollataalla mano ruotando ilpalmo, l’altra no.Le due consistenze sonostate misurate tramiteun cono alto 120 mm.La consistenza adatta(n° 1) presentava un ab-bassamento di 40 mm,l’altra di ca. 80 mm.La miscela è stata me-scolata in betoniera, ag-giungendo l’acqua pri-ma dell’introduzionedel materiale secco emescolando per 5 minu-ti al fine di garantire

l’omogeneità della miscela.La miscela Rescon Nonset 50 ha dimostrate ottime caratteristi-che di lavorabilità e pompabilità.

6.1 Capacità di ancoraggio

La capacità di ancoraggio è un modo realistico di mostrarecome la miscela cementizia si comporta legata ad una barraad aderenza migliorata, in situ. La resistenza a taglio dellamiscela è stata calcolata assumendo che la rottura avvengacome rottura a taglio lungo le protuberanze della barra. Lamiscela è stata colata in un cilindro in acciaio; il campione èstato mantenuto a due temperature: 5° C (umidità relativa86%) e 20° C (55% umidità relativa). I test sono stati eseguitidopo 12 e 24 ore e 3, 7 e 28 giorni di maturazione. Sono statitestati tre campioni per ogni ciclo di temperatura. Il test èstato eseguito mettendo in trazione la filettatura della barraad un carico costante di 30 kN/m fino a rottura, momentonel quale è stato registrato il massimo carico.

6.2 Alcune riflessioni

I test hanno mostrato una relazione qualitativa tra la capacitàdi ancoraggio, la resistenza alla fessurazione e alla compressio-ne in funzione della temperatura e della quantità di acqua.

Geometria dell’ancoraggio

Comportamento a trazione

Comportamento a taglio

Geometria dell’ancoraggio

Comportamento a trazione

Comportamento a taglio

Guida al Tunnelling 453

Figura 25 - CT - Bolt M20 Puntuale Figura 26 - CT - Bolt M20 Iniettato

La capacità di ancoraggio è sufficiente per tutte le miscelematurate a più di 7 giorni, con 70 kN minimi di capacità(lunghezza del tratto iniettato uguale a 100 mm) in funzionedelle condizioni di maturazione. Per una normale barra adaderenza migliorata da 20 mm, solo 200 mm di tratto iniet-tato è sufficiente a produrre snervamento nell’ancoraggiosotto sforzo. Comunque, come prima descritto, la capacitàdi ancoraggio deve essere valutata in proporzione al possi-bile carico per condizioni ben determinate. Le usuali misu-re di convergenza in situ indicano che il valore maggiore dideformazione avviene durante le prime 24 ore dopo loscavo [Dahlo e al. 1991].In una situazione di utilizzo di barre iniettate vicino alfronte di scavo, la scelta della miscela di iniezione rivesteuna importanza estrema. A 12 ore (5° C) la capacità diancoraggio varia da 0 a 38 kN (il valore max è stato riscon-trato dalla malta tixotropica Rescon) per tutte le misceleprovate.L’umidità relativa è variata nei due campi di temperaturaove i campioni sono stati immagazzinati.Normalmente, l’umidità relativa durante la maturazione diuna miscela a base di cemento crea variazioni nell’essic-cazione con influenza sulle resistenze. Comunque, in que-sto caso, i campioni sottoposti a pull out possono essereconsiderati stagni contro fenomeni di essicazione a causa

della loro stessa geometria; infatti sono stati resi stagni nellaparte terminale e la parte superiore (25 mm) della miscela èservita come guarnizione mantenendo attiva la lunghezzadi immersione. Infine, visto i tempi relativamente corti dimaturazione (24 ore) la possibilità di evaporazione è statamolto limitata.Lo spessore della camicia dei tubi influenza il confinamentodella miscela; il confinamento calcolato per i tubi in acciaioè stato comparato al confinamento che ci si sarebbe potutoaspettare da un ancoraggio inserito in un ammasso roccioso.La rigidità radiale (Kr) dei tubi in acciaio è stata calcolatamediante l’equazione di Timoshenko e Goodyear.

6.3 Conclusioni

La scelta della miscela di iniezione deve essere effettuataconsiderando le condizioni attuali sotto le quali la miscelaviene utilizzata; la scelta è molto importante se la miscela diiniezione deve essere utilizzata in applicazioni quali i sup-porti primari.L’utilizzo della corretta consistenza mostra variazioni nonsignificative nella capacità di ancoraggio tra le miscele iniet-tate se utilizzato come supporto secondario. La capacità diancoraggio è influenzata considerevolmente dalla tempera-tura di maturazione, mostrando la necessità di eseguire pull

out test in situ per valutarel’effetto della temperatura re-ale. Le proprietà di targa dellamiscela, come la resistenza allacompressione uniassiale e laresistenza a fessurazione, sonodi interesse relativo; la resi-stenza a compressione nondovrebbe essere utilizzatacome una misura della capa-cità di ancoraggio.Comunque, con la stessa tipo-logia di miscela la capacità diancoraggio aumenta con l’au-mentare della resistenza acompressione o con il dimi-nuire del rapporto A/C. Ciòimplica che la resistenza acompressione può essere uti-lizzata come un parametro dicontrollo di qualità e produ-zione per una determinatamiscela.Cementi normali sono più sen-sibili alla variazione dell’ac-qua rispetto a miscele specia-li, se confrontate con la capa-cità di ancoraggio.Il test ripetuto su un campio-ne precedentemente testatomostra che le miscele di ce-mento possiedono una carat-teristica autorigenerante; ciòsignifica che le miscele chesono soggette a carichi di rot-

Geometria dell’ancoraggio

Comportamento a trazione

Comportamento a taglio

Geometria dell’ancoraggio

Comportamento a trazione

Comportamento a taglio

Guida al Tunnelling454

tura durante le prime fasi di maturazione continuano amaturare e recuperano le resistenze.

7. INFLUENZA DELLE ESPLOSIONI SUI SISTEMIDI ANCORAGGIO INIETTATI

Non sono state effettuate molte ricerche sulla risposta disistemi di ancoraggio interamente iniettati quando sotto-posti a carichi dinamici.Nel passato si è supposto [Jorstad 1967] che non fosseconsigliabile utilizzare tale pratica vicino al fronte di scavo(quando si utilizzano tecniche di drill & blast) ipotizzandodanni alla malta cementizia indotti dalle vibrazioni delleesplosioni; ciò ha portato ad una pratica che consigliaval’utilizzo di ancoraggi iniettati solo ad una distanza di 30-50 m dal fronte di scavo [Beitnes 1993].Non è mai stato sviluppato un criterio di progettazione perdefinire la distanza minima o il livello massimo di esplosio-ne e la relativa velocità di picco delle particelle (PPV PeakParticle Velocity).Alcune esperienze pratiche sono state sviluppate nelle mi-niere di Boliden (Svezia) ove ancoraggi interamente inietta-ti, installati nell’area di lavoro, non hanno dimostrato rile-vanti perdite di capacità [Krauland 1993]; Stillborg [1984]ha dimostrato che non ci sono state riduzioni di caratteristi-che in un consolidamento mediante cavi armati quandosottoposti ad una PPV di 500 mm/s; anche Littlejohn e al.[1987] hanno studiato l’influenza delle vibrazioni sugliancoraggi iniettati a resina.Il risultato maggiore è stato che la distanza dalla sorgentedi esplosione può essere ridotta ad 1 metro senza dannirilevanti alle funzioni di ancoraggio dell’elemento.

7.1 Cantiere prova e procedure di prova

Il test è stato effettuato nella miniera di zinco e rame diGrong, situata nella regione di Nord Trondelag, al centrodella Norvegia.La sperimentazione è stata effettuata in una discenderianon profonda in un’area non influenzata da vibrazioniindotte dalle esplosioni.

Temperatura roccia 8,5° C Pirite Pietra verde

Densità in mucchio 37,1 kN/m3 27,0 kN/m3

Resistenza alla compressione uniassiale 135 MPa 94 MPaModulo di Yung 143 GPa 40 GPaCoefficiente di Poisson 0,21 0,10Velocità di propagazione del suono 6.320 m/s 2.600-3.330 m/s (in situ)

La Tabella mostra le proprietà della roccia nel luogo diprova. La sezione della galleria è di 6 x 6 m. L’ammassoroccioso era competente e la volta non supportata primadell’inizio del test.L’ammasso roccioso nella zona di sparo era costituito dapietra verde mentre pirite nella zona di chiodatura. Sonostati installati sistemi di ancoraggio (barre ad aderenzamigliorata, 20 mm di diametro) a 4 differenti distanze dallasorgente di esplosione al fine di valutare l’effetto di diffe-renti magnitudini di vibrazione. I differenti tempi di matu-

razione della malta cementizia sono stati ottenuti installan-do gli ancoraggi in tempi differenti prima dell’evento esplo-sione; i 7 differenti tempi di installazione variavano in unrange da 65 a 9 ore prima dell’esplosione. Sono stati condottianche test preliminari di pull out sugli ancoraggi installatiper trovare la capacità di ancoraggio della malta al fine divalutare il livello di maturazione per tempi differenti. Sonostate effettuate esplosioni preliminari al fine di verificare ilmodulo in banco dell’ammasso roccioso ed è stata calcolatala distanza da ogni gruppo di ancoraggi dalla zona diesplosione. Il test è stato progettato al fine di raggiungerevibrazione nell’ordine dei 1.000 mm/s per gli ancoraggi piùvicini e 100 mm/s per quelli più lontani. Le 4 distanze dalpunto di esplosione erano 3,4 m (A), 6,8 m (B), 13,2 m (C) e22,0 m (D). Gli ancoraggi sono stati installati in fori verticaliin calotta aventi diametro di 51 mm, in gruppi di 4, con 3ancoraggi preparati per un pull test e 1 per un carotaggio; intotale sono stati installati 112 unità di ancoraggio in calotta.Dopo l’esplosione gli ancoraggi sono stati provati medianteun pull test al fine di verificarne la capacità di ancoraggio; iltempo di maturazione della malta cementizia, quando sog-getta a pull test, è stato di ca. 72 ore.Inoltre, un ancoraggio per ogni gruppo è stato carotato epreparato in laboratorio; dai campioni sono state ricavatedelle sezioni e dopo essere state lucidate sono state vernicia-te con liquido fluorescente.Queste sezioni sono state illuminate da una lampada a raggiultravioletti (UV) al fine di trovare le tracce delle rottureindotte dalle vibrazioni.La miscela cementizia utilizzata per i test è stata un prodottospeciale per l’iniezione di ancoraggi (Trondheim Mortelve-rk), con un contenuto in cemento pari al 47%.La miscela è stata preparata aggiungendo acqua dentro allavasca di miscelazione ed in seguito la malta (5-6 min. dimiscelazione); il rapporto A/C è stato pari a 0,42 (5,7 litri diacqua per un sacco da 25 kg).Gli ancoraggi sono stati iniettati mediante un tubo di iniezio-ne infilato nella parte terminale del foro e sospinto indietrofino al crollare dalla pressione della malta stessa; alla finel’ancoraggio è stato inserito all’interno del foro riempito.Tre sacchi di prodotto preconfezionato sono stati miscelati

contemporaneamente per assicurare una sufficientequantità di malta e per garantire l’omogeneità dellaprova per gli ancoraggi facenti parte lo stesso gruppo.

7.2 Alcune riflessioni sulla corrosione degli ancoraggi

In generale si può dire che la capacità di ancoraggionon viene influenzata dalle vibrazioni da esplosione

anche ad una PPV di 1.000 mm/s; inoltre, il tempo dimaturazione della malta non mostra un periodo ove è piùsensibile a questo fenomeno. Ciò è anche confermato daglistudi effettuati da Andrieux [1994]. Il suo lavoro, eseguitonella miniera sperimentale di Val d’Or (Quebec, Canada),ha mostrato che non sono state rilevate fratture freschenell’ammasso roccioso ad una distanza maggiore di 1,5 m daun foro fortemente caricato (ANFO) da 57 mm, ove corri-sponde una PPV di 850-1.000 mm/s.Questi risultati sono realistici se comparati ad una caricanormale per un lavoro civile di drill & blast, dove il peso di

Guida al Tunnelling 455

Figura 27 - I benefici della guaina in polietilene di un ancoraggio CT-Bolt si mostranochiaramente se comparati ad un generico ancoraggio iniettato (oltre alla semplicità diiniezione e garanzia di intasamento).

Sezione D-D: Situazione ideale

Sezione C-C: Protezione dellaguaina contro l’accesso di ele-menti corrosivi

Sezione B-B: Protezione dellaguaina contro il contatto con laroccia: le deformazioni sulla guai-na (bolle) aiutano il centraggiodell’elemento

Sezione A-A: Protezione dellaguaina contro le sacche d’aria

esplosivo per detonatore raramente supera i 32 kg.Inoltre, un’esplosione standard in un tunnel dovrebbe in-durre vibrazioni minori rispetto ai test eseguiti, a causa dellageometria della volata che presenta un piano libero di sfogo,situazione non occorsa nei presenti test.Le malte di iniezione vengono solitamente utilizzate per pro-teggere dalla corrosione gli elementi di ancoraggio.La protezione viene fornita dall’ambiente alcalino che il ce-mento crea attorno all’acciaio e dall’azione della malta cheimpedisce il flusso libero dell’acqua lungo lo stelo dell’anco-raggio. Comunque, gli studi sulle sezioni levigate ed osserva-te ai raggi ultravioletti indicano che la pasta cementizia puòessere più permeabile di quanto assunto in precedenza.Piani di rottura sia lungo l’interfaccia malta/roccia e rottureche corrono radialmente verso l’ancoraggio provocano unmeccanismo tale che l’acqua possa venire in contatto conl’acciaio creando per cui un ambiente più favorevole ai dannidovuti alla corrosione.Investigazioni precedentemente effettuate in situ così come icampioni ricavati durante il presente esperimento mostranoche l’ancoraggio può essere installato eccentricamente nelforo. Un’allocazione eccentrica nel foro rende lo spessoreprotettivo teorico della malta più sottile e porta, come risulta-to, ad un più breve accesso all’acqua.Questo fenomeno fa nascere un dubbio circa l’abilità dellamalta a provvedere alla protezione contro la corrosione perun sistema di supporto. Considerando la protezione allacorrosione fornita dalla malta, ulteriori altri fattori devonoessere presi in considerazione. Primo, la corrosione dipen-de dalla presenza di acqua e di ossigeno [Svendenius 1984]ciò implica che ci deve essere un eccesso di acqua (flusso)

lungo l’ancoraggio. Inoltre, il livello di pH cosìcome le componenti saline dell’acqua giocanoun ruolo decisivo sulla velocità di corrosione[Andersen 1978].In aggiunta, le condizioni alcaline nella maltasi possono dissipare lungo il tempo ed il gradodi protezione alla corrosione potrebbe ridursisempre più.Questi interrogativi non fanno parte dello scopodi questo articolo, ma è certo che una protezionemeccanica, tipo la guaina in polietilene dei CT-Bolt in aggiunta ad una malta altamente resisten-te all’aggressione chimica, sarebbe una garanzia(Figura 27).

7.3 Conclusioni

Tutti i risultati dimostrano che le caratteristichemeccaniche dei sistemi di ancoraggio completa-mente iniettati soggetti ad esplosioni in prossimitàdella loro installazione non sono influenzati dallevibrazioni.Bulloni vicino al fronte di sparo non dimostranoriduzione nella capacità di ancoraggio se compa-rati a quelli installati più lontano. Ciò suggerisceche i sistemi di ancoraggio iniettati possono essereutilizzati vicino al fronte di scavo senza effettidannosi sul comportamento dell’elemento stesso.L’ampiezza delle vibrazioni ed anche le quan-

tità di esplosivo per periodo di detonazione sono simili allecondizioni di scavo in una galleria civile. Comunque, sup-porti interamente iniettati non possono essere utilizzaticome supporto primario sul fronte di scavo per rinforzareblocchi di roccia o cunei considerati instabili, a causa delfatto che la malta necessita normalmente diverse ore perentrare in azione; da qui l’esigenza di avere anche la possi-bilità di un ancoraggio puntuale (vedi CT-Bolt). Doppieprove di pull test in tempi differenti hanno mostrato unacapacità rigenerativa della malta anche dopo aver rilevatoimportanti deformazioni sugli ancoraggi.Questo effetto è stato osservato per malte che hanno raggiunto48 ore di maturazione (a 8° C). Praticamente ciò significa che sesono avvenute rotture a causa di esplosioni o altri fenomenideformativi durante il periodo iniziale di maturazione, lapasta cementizia riprenderà a maturare ed a riguadagnareresistenza. Analisi dalle sezioni levigate agli UV di campio-ni non hanno mostrato fratture che sarebbero potute essereindotte dall’esplosione o da altri fenomeni deformativi.La malta è però stata intersecata da rotture distribuite cau-sate da un fenomeno di ritiro (invisibili ad occhio nudo);questo fenomeno forma una rete radiale ed assiale all’inter-no del sistema di ancoraggio.Questi estesi piani di rottura ed il fatto che l’anima dell’an-coraggio è normalmente installata eccentricamente nel forofa nascere alcune considerazioni in merito alla capacità diprotezione alla corrosione da parte della pasta cementizia.Non è lo scopo di questo lavoro investigare queste questio-ni, ma è indubbio che un sistema provvisto di centratori(tipo le “bolle” sulla guaina in polietilene dei CT- Bolts)possa essere di grande aiuto (vedi Figura 27).

Guida al Tunnelling456

8. LE PROVE CT-BOLT NEL CANTIERE DI MORGEX,GALLERIA PRÉ SAINT DIDIER

La presente relazione illustra le modalità di esecuzionedelle prove di sfilamento effettuate su chiodi da roccia CT-Bolt ancorati ad una parete in ammasso roccioso dellagalleria autostradale Pré Saint Didier, presso il cantieredell’Impresa C.M.B. di Carpi sito a Morgex, Valle d’Aosta.Sono inoltre riportati i risultati ottenuti.

8.1 Geologia e geotecnica della galleria Prè Saint Didier

Il tracciato autostradale Monte Bianco-Aosta ha uno svilup-po complessivo di circa 32 km e rappresenta un importante

adeguamento strut-turale dell’esistentearteria di comunica-zione internaziona-le tra l’Italia ed ilNord Europa; per larealizzazione del-l’opera viaria, alloscopo di contenerequanto più possibi-le le interferenze conil delicato contestoambientale entro cuiviene a porsi l’infra-struttura, il traccia-to è stato voluta-mente inserito, percirca l’80% del suosviluppo, in sotter-raneo.La galleria è inseritain ammassi rocciosi

Figura 28 - Profilo geologico schematico della galleria Pré Saint Didier(Figura 28) apparte-nenti alla Formazio-ne delle Brecce e deiFlysch di Tarantasia,litologicamente co-stituiti da calcescistie scisti arenacei con in-tercalazione di gneiss,micascisti, brecce cal-caree, calcari e scistisericitico grafitici. Lascistosità rappresen-ta il motivo principa-le dell’assetto strut-turale dei complessoroccioso, poiché incorrispondenza del-la stessa si colloca an-che la discontinuitàprincipale.Questa situazione ge-ostrutturale ha condi-zionato prevalente-mente il comporta-

mento dello scavo. Sono state registrate contenute cavità, dinatura carsica, all’interno delle discontinuità tettoniche,peraltro frequentemente presenti. Le consistenti venute d’ac-qua, localizzate prevalentemente lungo piani di faglia, han-no determinato, su tutto lo scavo del cunicolo pilota effet-tuato, portate complessive stabilizzate in circa 80-100 l/sec.L’ammasso risulta caratterizzato da una resistenza a com-pressione monoassiale σc compresa tra i 30 e i 125 MPa.Nell’ambito di tutte le zone attraversate, mediamente, ilcunicolo pilota eseguito ha interessato ammassi compresientro le classi III e IV di Bieniawski.

8.2 Il campo prova

Ubicazione e dataGli ancoraggi sono stati inseriti il 7/7/1999, a progressivaca. 1.000 m in canna lato monte lato imbocco Morgex, inpresenza dei Tecnici dell’Impresa Costruttrice, della Direzio-

ne Lavori e di Esponenti di diver-si Studi di Progettazione.

Tipologia degli ancoraggi utilizzatiSono stati utilizzati CT-Bolt M20della lunghezza di 4 m con testaad espansione Orsta Stal M51-30. I risultati aspettati erano: re-sistenza allo sfilamento nell’or-dine delle 15 ton (per ancoraggiopuntuale), resistenza a rotturanell’ordine delle 18 ton (per an-coraggi iniettati) [vedi § 4].

Composizione malta di iniezioneSi è utilizzata una malta precon-fezionata in sacchi da 25 kg pro-dotta dalla Mapei, ad elevate pre-

Figura 29 - Imbocco galleria e pompa di iniezione

Figura 30 - Tubo di prova perla verifica della miscela e delcomportamento ad intasamen-to del CT-Bolt

Guida al Tunnelling 457

Figura 31 - Consistenza della malta di iniezione

Figura 32 - Particolare della testa ad espansione

Figura 33 - Installazione manuale del Ct-Bolt

Figura 34 - Serraggio del Ct-Bolt

Figura 35 - Particolare della piastrasemisferica a cupola

stazioni meccaniche,tixotropica, con leg-gero effetto espansi-vo, costituita da le-ganti cementizi al-tamente resistentiall’aggressione chi-mica.Per ogni sacchetto dimalta si è aggiunto 5litri di acqua limpi-da, mantenendo per-ciò un rapporto di ca.il 20% di acqua sulpeso della malta.

Tipologia della pompadi iniezioneSi è utilizzata unapompa a pistoni pneu-matica Bunker BIA2.La pompa non ha avu-to problemi nel pom-pare la miscela pre-confezionata, ma si èvisto che è troppopoco performativaper un lavoro massi-vo di iniezione. Inprecedenza eranostate effettuate pro-ve con miscele di ce-mento mescolate in

Cantiere con bassi rapporti di acqua ma consistenti inmaniera analoga al prodotto tixotropico; l’attrezzatura haavuto alcuni problemi di pompaggio.

Prove in situDurante l’esecuzione della prova in sito, il martinetto agivasulla estremità sporgente della barra (intestata al filetto) etrovava contrasto sulla testa di miscelazione ed iniezione. Leforze corrispondenti allo sfilamento iniziale delle barre anco-rate puntualmente, stimate in maniera visiva facendo riferi-mento al movimento del pistone, sono risultate essere nell’or-dine delle 14 ton. Le barre non sono state portate a rottura.

Le prove di sfilamento a maturazione avvenutaLe prove di sfilamento sono state effettuate dopo 28 giornidi maturazione della malta su tre ancoraggi C-Tube M20.Le prove di sfilamento sono state eseguite utilizzando unmartinetto oleodinamico RCH 302 avente carico di collau-do pari a 20 ton, il cui pistone è dotato di foro passante ingrado di consentire l’alloggiamento della testa dell’anco-raggio. L’area efficace del martinetto è di 46,4 cm2.I risultati sono riportati in Figura 37.

• Le prove effettuate hanno confermato i dati di targa medisugli ancoraggi provati.• Lo sfilamento a ca. 18 ton è probabilmente avvenutopoiché il pretensionamento della testa ad espansione non è

stato effettuato medianteuna opportuna chiave dina-mometrica bensì manual-mente; ciò sottolinea l’im-portanza di utilizzare glistrumenti corretti per otte-nere i risultati prefissati.La testa ad espansione OrstaStal M51-30 presenta un ca-rico di rottura del filetto in-terno pari a 30 ton (è la stes-sa utilizzata per il modelloM22) per cui, a logica, o l’am-masso roccioso non ha pre-sentato sufficiente resisten-za a compressione nella zonadi aderenza o il serraggionon è stato effettuato con ilprecarico di ca. 4-5 ton comeda specifiche.• Si è dimostrato come latesta ad espansione non ab-bia più influenza sulla capa-cità di ancoraggio una voltainiettato il sistema.• Per analogia con i dati ri-cavati per gli M20, si puòaffermare che la resistenzadi un CT-Bolt M22 varia dal-le 25 alle 32 ton in funzione

dell’installazione (puntualmente ancorato - interamenteiniettato), valori d’altro canto riscontrabili dai calcoli sulletensioni a rottura delle due tipologie di acciaio in funzionedelle sezioni nominali di stress (M20 284/245 mm2, M22370/303 mm2).

Figura 36 - Prove di sfilamento

Figura 37 - Certificato Laboratorio Prove Materiali Tecnoval Srl

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