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• Marcelo Paredes Mendoza

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ESTUDIO DE IDENTIFICACIÓN Y ESTUDIO TÉCNICO ECONOMICO SOCIAL Y AMBIENTAL DEL PROYECTO CONSTRUCCION PAVIMENTADO CAMINO KM 25 - TARATA - ANZALDO - TORO TORO – KARASI

TABLA DE CONTENIDO

PÁGINA

1.

ESTABILIDAD DE TALUDES...............................................................................1

1.1

INTRODUCCIÓN................................................................................................................ 1

1.2

METODOLOGÍA................................................................................................................. 1

1.2.1 1.2.2

Metodología de investigación.............................................................................................. 1 Metodología de análisis de estabilidad................................................................................3

1.3

ELECCIÓN DE ZONAS CRÍTICAS DE CORTE.................................................................3

1.3.1

Orografía del lugar.............................................................................................................. 6

1.4

PARÁMETROS GEOMECÁNICOS....................................................................................7

1.5

ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE TALUDES.....................................................................8

1.5.1 1.5.2 1.5.3

Geometría........................................................................................................................... 8 Nivel freático....................................................................................................................... 8 Factor de seguridad............................................................................................................ 9

1.6

CARACTERIZACIÓN DE TALUDES DE ROCAS..............................................................9

1.6.1 1.6.1.1 1.6.1.2 1.6.1.3 1.6.1.4 1.6.1.5 1.6.1.6 1.6.1.7 1.6.2 1.6.3 1.6.4 1.6.5 1.6.6 1.6.7 1.6.7.1 1.6.7.2 1.6.7.3 1.6.7.4 1.6.7.5

Información Geológica...................................................................................................... 10 Formación Anzaldo (Oan).................................................................................................11 Formación Sam Benito (Osb)............................................................................................12 Formación Toro Toro (Kt).................................................................................................. 12 Depósitos aluviales (Qa)................................................................................................... 12 Cubierta coluvial (Qc)........................................................................................................ 12 Escombros de talud (Qd).................................................................................................. 12 Terrazas aluviales (Qt)...................................................................................................... 13 Clasificación del macizo rocoso........................................................................................ 13 Determinación de los parámetros de resistencia...............................................................13 Clasificación de Bieniawski (RMR)....................................................................................16 Proyecciones estereográficas...........................................................................................19 Análisis de estabilidad cinemática.....................................................................................20 Análisis de estabilidad analítico........................................................................................21 Identificación del tipo de falla............................................................................................21 Análisis de falla plana........................................................................................................ 24 Análisis de falla en cuña.................................................................................................... 26 Análisis de falla por volteo.................................................................................................27 Análisis de falla por pandeo.............................................................................................. 27

1.7

CARACTERIZACIÓN DE TALUDES DE SUELOS..........................................................28

1.7.1 1.7.2 1.7.2.1 1.7.2.2

Introducción....................................................................................................................... 28 Información Geológica...................................................................................................... 28 Depósitos coluviales (Qc).................................................................................................. 28 Depósitos aluviales (Qa)................................................................................................... 28

ESTUDIO GEOTÉCNICO

PÁGINA i

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1.7.3 1.7.4

Información Geotécnica.................................................................................................... 28 Identificación del tipo de falla............................................................................................28

1.8

MODELACIÓN DE TALUDES.......................................................................................... 29

1.8.1 1.8.1.1 1.8.1.1.1 1.8.1.1.2 1.8.1.1.3 1.8.1.1.4 1.8.1.1.5 1.8.1.1.6

Programa computacional para la modelación de los taludes............................................29 Métodos propuestos por el programa................................................................................31 Método ordinario de fragmentos (OMS)............................................................................31 Método de Bishop simplificado (1955)..............................................................................31 Método de Bishop riguroso (1955)....................................................................................31 Método de Janbu simplificado (1954, 1957, 1973)............................................................32 Método de Spencer (1967, 1973)......................................................................................32 Método de Morgenstern & Price (1965)............................................................................32

1.9 DETERMINACIÓN DE PARÁMETROS GEOMECÁNICOS PARA LA MODELACIÓN DE LOS TALUDES................................................................................................................................ 32 1.10

EVALUACIÓN DEL PARÁMETRO DE DISEÑO ANTE EL EFECTO SÍSMICO..............33

1.11

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES....................................................................35

1.12

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS.................................................................................36

ANEXOS Anexo 1

Inventario de taludes

Anexo 2

Reporte RocLab

Anexo 3

Corrida GeoSlope

Anexo 4

Corrida RocPlane

Anexo 5

Corrida Swedge

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ÍNDICE DE TABLAS

PÁGINA

Tabla 1.1: Sitios de corte..............................................................................................................3 Tabla 1.2: Ángulo de fricción interna del material.........................................................................7 Tabla 1.3: Ángulo de fricción interna del material.........................................................................7 Tabla 1.4: Cohesión del material..................................................................................................8 Tabla 1.5: Factor de seguridad, modificado de J. Suárez (2009)..................................................9 Tabla 1.6: Formación geológica considerada para el estudio de taludes rocosos......................10 Tabla 1.7: Clasificación RMR Biniawaki de las estaciones.........................................................16 Tabla 1.8: Resumen de las características de las discontinuidades...........................................22 Tabla 1.9: Parámetros de caracterización geotécnica................................................................33 Tabla 1.10: Taludes adoptados..................................................................................................35

ESTUDIO GEOTÉCNICO

PÁGINA iii

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ÍNDICE DE FIGURAS

PÁGINA

Figura Nº 1.1: Diagrama de flujo de la investigación (Japan Landslide Society, 1996).................2 Figura 1.2: Proyección estereográfica representada por polos...................................................19 Figura 1.3: Concentración de polos............................................................................................20 Figura 1.4: Diagrama de rosetas................................................................................................20 Figura Nº 1.5. Tipos de roturas más comunes, Gonzáles de Vallejos (2002) modificado de Hoek y Brown (1981)........................................................................................................................... 21 Figura Nº 1.6: Esquema de las fuerzas que intervienen en el análisis de falla plana.................25 Figura Nº 1.7: Descripción de parámetros para el análisis de falla en cuña en roca..................26 Figura Nº 1.8. Introducción de la geometría al programa...........................................................30 Figura Nº 1.9. Determinación del factor de seguridad................................................................30 Figura Nº 1.10. Localización del centro de rotación....................................................................31 Figura Nº 1.11: Aceleraciones sísmicas en Cochabamba..........................................................34

ESTUDIO GEOTÉCNICO

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ESTABILIDAD Y ESTABILIZACIÓN DE TALUDES 1.

1.1

ESTABILIDAD DE TALUDES

INTRODUCCIÓN

El presente informe tiene como objetivo describir las actividades realizadas para establecer la geometría del talud para un factor de seguridad que vaya a asegurar su estabilidad a corto y/o a largo plazo de corte, a ser utilizados en el proyecto carretero Km 25 – Tarata – Anzaldo – Toro Toro - Karasi. Los estudios geotécnicos de os taludes están dirigidos al diseño de taludes estables en función de las condiciones requeridas (corto, mediano o largo plazo, relación costo seguridad, grado de riesgo aceptado, etc.). Los análisis de estabilidad permiten diseñar los taludes, mediante el cálculo de su factor de seguridad, y definir el tipo de medidas correctoras o estabilizadoras que deben ser aplicadas en caso de roturas reales o potenciales. Es necesario el conocimiento geológico y geotécnico de los materiales que forman el talud, de los posibles modelos o mecanismos de rotura que pueden tener lugar y de los factores que influyen, condicionan y desencadenan las inestabilidades. 1.2

METODOLOGÍA

1.2.1

Metodología de investigación

La investigación de un talud o deslizamiento consiste en obtener toda la información posible sobre las características topográficas, geológicas, geotécnicas y ambientales que permitan realizar un diagnóstico de los problemas lo más preciso posible y un diseño efectivo de solución. Para el propósito de la investigación es necesario conocer cuáles son los parámetros básicos que afectan la estabilidad. En la Figura N º 1.1 se muestra un diagrama de flujo de la metodología de investigación seguida en el presente proyecto. Para encontrar las causas y mecanismos de falla y poder cuantificar los parámetros que determinan la estabilidad de un talud, diagnosticar y diseñar las obras de estabilización se recomienda realizar un estudio que incluye las siguientes etapas:

ESTUDIO GEOTÉCNICO

PÁGINA 1

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1.

Reconocimiento e identificación del sitio.

2.

Análisis de la información existente.

3.

Estudio de las características superficiales del sitio que permitan la caracterización topográfica y geotécnica.

4.

Investigación de campo que incluye sondeos, toma de muestras, y ensayos in situ para cuantificar los parámetros del suelo.

5.

Investigación de Laboratorio.

6.

Análisis de la información obtenida, modelación matemática y diseño. Investigación preliminar Recolección y revisión informatica existente

Topografía

Reconocimiento de campo

Elaboración de un plan detallado de investigación

Investigación deformaciones horizontales

Estructuras geológicas

Superficies de falle

Aguas subterráneas

Investigación geotécnica

Análisis del mecanismo de falla

Análisis del modelo de estabilidad (equilibrio límite)

SI

NO

Modelo de análisis Análisis numérico detallado de la estabilidad

Evaluación de talud. Examen del factor de seguridad

OK

Diseño de obras de mitigación

Localización en campo

Construcción

Problema NO

Trabajo terminado

Figura Nº 1.1: Diagrama de flujo de la investigación (Japan Landslide Society, 1996)

ESTUDIO GEOTÉCNICO

PÁGINA 2

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1.2.2

Metodología de análisis de estabilidad

El análisis de la estabilidad de taludes en suelos, sigue una lógica. Este procedimiento genérico se basa en los siguientes pasos: a)

Caracterización de los taludes

b)

Estimación de los parámetros físico-mecánicos de los taludes

c)

Definición de los mecanismos de rotura posibles

d)

Determinación de la geometría definitiva de los taludes analizados

e)

Recomendar métodos para incrementar la seguridad

La caracterización de los taludes se efectuó en base al informe de Geología, de tal forma de dividir al conjunto según las diferentes formaciones determinadas a lo largo del trazo de la carretera. Este estudio fue complementado para el presente informe, por medio de observaciones in situ de secciones representativas de cada una de las formaciones, recolectando información relevante de sus características más importantes, 1.3

ELECCIÓN DE ZONAS CRÍTICAS DE CORTE

A partir del diseño geométrico del proyecto y considerando que los taludes de mayor probabilidad de falla serán los de mayor altura y/o pendiente más pronunciada, se ha establecido una sección para cada zona geológica de características similares. Este proceso de selección dio como resultado la selección de 108 sitios de corte críticos elegidos por tener una altura mayor a 8 m de altura y pendiente considerable. 108 sitios de corte críticos inicialmente seleccionados fueron sometidos a un proceso de depuración en el que se tomó en cuenta el tipo de material proporcionado por los diferentes sondeos realizados en campo. De este proceso de depuración se obtuvieron 19 sitios de corte críticos. Los sitios de corte crítico se detallan en la Tabla 1.1, donde se indica la ubicación de los puntos mediante coordenadas UTM y progresivas. Tabla 1.1: Sitios de corte

ESTUDIO GEOTÉCNICO

COORDENADAS NORTE ESTE

EST.

PROG.

1

20+250

8041528.24

187180.14

2

21+300

8040592.56

187354.81

3

23+050

8039019.98

187938.97

4

23+200

8038945.26

188133.58

PÁGINA 3

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ESTUDIO GEOTÉCNICO

COORDENADAS NORTE ESTE

EST.

PROG.

5

23+500

8038882.11

188338.73

6

23+520

8038772.17

188335.99

7

23+800

8038687.71

188581.08

8

24+400

8038221.29

188820.23

9

24+750

8037926.24

189065.51

10

25+100

8037662.70

189094.25

11

25+400

8037394.14

189433.17

12

25+500

8037328.36

189420.39

13

26+400

8036656.43

189729.91

14

27+500

8035734.06

190332.89

15

28+750

8034886.07

190533.75

16

32+400

8032281.28

189867.83

17

32+480

8032292.72

189685.41

18

32+490

8032222.95

189601.17

19

32+750

8032454.48

189509.04

20

35+250

8031468.05

188189.63

21

40+650

8028680.62

185922.34

22

40+800

8028621.49

185847.61

23

41+220

8028310.51

186084.19

24

41+525

8027892.61

186201.80

25

42+000

8027570.71

186406.81

26

42+100

8027472.31

186405.50

27

42+400

8027216.70

186494.32

28

42+900

8026709.80

186504.25

29

43+700

8025900.11

186519.07

30

44+300

8025404.13

186581.99

31

44+750

8025120.15

186957.09

32

45+000

8024943.88

187131.65

33

45+800

8024648.97

187334.60

34

46+500

8023814.27

187786.05

35

46+750

8023505.80

188035.45

36

47+000

8023207.49

188121.85

37

47+900

8022528.78

188349.59

38

48+100

8022423.94

188431.02

39

50+350

8021955.32

188788.90

40

50+500

8021870.48

188896.00

41

51+250

8021222.29

189360.21

42

51+650

8020913.71

189596.09

43

51+750

8020871.32

189711.21

44

52+100

8020809.63

190058.19

45

52+300

8020755.38

190300.25

PÁGINA 4

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ESTUDIO GEOTÉCNICO

COORDENADAS NORTE ESTE

EST.

PROG.

46

52+500

8020893.27

190425.80

47

52+750

8020873.41

190657.14

48

53+000

8020738.95

190906.61

49

53+250

8020876.60

191109.07

50

53+750

8020677.70

191566.48

51

54+350

8020536.72

192030.62

52

54+700

8020439.38

192431.07

53

55+200

8020235.44

192716.07

54

56+500

8019173.57

193474.39

55

57+400

8018470.40

193969.25

56

58+850

8017468.65

194920.80

57

59+300

8017110.26

194861.54

58

59+800

8016890.01

195260.93

59

61+900

8015629.89

195472.46

60

63+100

8015107.28

195861.53

61

67+600

8011104.01

196408.63

62

67+800

8010878.06

196461.10

63

67+900

8010667.59

196453.85

64

68+050

8010634.75

196461.56

65

68+950

8010162.78

197196.67

66

69+600

8009975.49

197776.17

67

70+250

8009667.26

198235.82

68

70+950

8009290.55

198736.01

69

71+500

8008896.62

198997.68

70

72+500

8008581.52

199808.04

71

74+000

8007590.15

200872.58

72

75+700

8006468.70

201947.98

73

76+300

8006305.53

202466.11

74

77+200

8006147.70

203218.10

75

77+600

8005807.00

203472.17

76

79+950

8004104.34

204795.42

77

86+800

7999158.68

208665.78

78

91+250

7998017.10

208737.99

79

92+600

7996763.20

208897.35

80

97+900

7996275.55

208154.94

81

107+100

7990840.43

208843.25

82

108+800

7989861.33

210107.85

83

109+600

7988697.09

211280.65

84

109+750

7988576.25

211301.00

85

110+300

7988243.56

211374.41

86

111+300

7987948.80

210927.15

PÁGINA 5

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1.3.1

COORDENADAS NORTE ESTE

EST.

PROG.

87

112+200

7987154.67

211154.34

88

112+600

7987198.99

211219.26

89

112+750

7987057.79

211322.75

90

115+300

7986198.45

211541.81

91

117+200

7985516.15

211446.35

92

119+000

7984349.67

212630.21

93

119+300

7984264.80

212632.71

94

121+900

7983289.35

212153.21

95

123+500

7982884.39

212077.56

96

128+450

7979445.88

214231.47

97

129+100

7978910.67

213982.27

98

131+400

7977863.86

213864.94

99

132+100

7977639.22

213691.45

100

135+900

7974724.73

213244.86

101

136+200

7974421.83

213214.44

102

136+500

7974569.87

212947.06

103

138+700

7974217.38

212845.15

104

139+200

7973895.63

213225.68

105

140+600

7973844.55

213170.89

106

142+800

7973516.19

213511.49

107

146+900

7972568.84

215971.51

108

147+393

7972412.85

215744.15

Orografía del lugar

El área del Proyecto, orográficamente pertenece a la Cordillera Occidental. Las variaciones de altura en el área de investigación son notables, van desde los 2700 msnm en la intersección del Km 25 (inicio del proyecto), 2000 msnm en la zona del Rio Caine y 2500 msnm en la zona de Karasi. Orográficamente se trata de serranías altas en los parte aguas o divisoria de aguas y serranías colinosas de aspecto ondulado en los flancos de los valles, con un rumbo general N 45 O.

ESTUDIO GEOTÉCNICO

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1.4

PARÁMETROS GEOMECÁNICOS

Material aluvial Son materiales transportados y depositados por el agua. Su tamaño varía desde la arcilla hasta las gravas gruesas, cantos rodados y bloques. Las facies más gruesas presentan bordes redondeados. Se distribuyen en forma estratiforme, con cierta clasificación, variando mucho su densidad. Están muy desarrollados en los climas templados, ocupando cauces y valles fluviales, llanuras y abanicos aluviales, terrazas y paleocauces Material coluvial El material coluvial se define como una masa incoherente de materiales sueltos y heterogéneos, de suelo o fragmentos de roca depositados por lavado de la lluvia reptación o deslizamiento. El coluvión típico es una mezcla de fragmentos angulares y materiales finos. Los coluvios generalmente consisten de mezclas heterogéneas de suelo y fragmentos de roca que van desde partículas de arcilla hasta rocas de varios metros. El material de la zona de estudio es en su mayoría material aluvial. Debido a que el material aluvial contiene tanto material fino como material granular (fragmentos angulares) se estimaron sus propiedades a partir del tipo de material y de su compacidad inicial. Es así que para materiales sueltos o superficiales, tomando en cuenta las condiciones reportadas in situ, se adoptaron valores de ángulo de fricción característicos. Para materiales de mayor profundidad al alcance de las calicatas se adoptaran valores típicos para el tipo de suelo, como se indica en el siguiente cuadro. Tabla 1.2: Ángulo de fricción interna del material Ángulo de fricción interna en función de la densidad inicial (º) Flojo Medianamente denso Denso

Tipo de suelo Limo no plástico

26 a 30

28 a 32

30 a 34

Arena uniforme fina a media

26 a 30

30 a 34

32 a 36

Arena bien gradada

30 a 34

34 a 40

38 a 46

Mezclas de arena y grava

32 a 36

36 a 42

40 a 48

Fuente: La ingeniería de suelos en las vías terrestres, Rico -Del Castillo (1995)

Del Tabla 1.2, los valores adoptados para los suelos observados en terreno son los que se muestran en el Tabla 1.3. El valor de cohesión para el material aluvial fue estimado en función de la consistencia del suelo. Tabla 1.3: Ángulo de fricción interna del material Clasificación A-2-4 A-2-6 A-4

ESTUDIO GEOTÉCNICO

Ángulo de fricción Suelo suelto superficial Suelo mas denso 32 36 32 36 26 28

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A-6 A-7-6

0 0 0 0 Fuente: Elaboración propia a partir del Tabla 4.2

Utilizando el Tabla 1.4, se ha adoptado un valor de cohesión de 12 kPa para suelo aluvial superficial suelto de consistencia suave a muy suave, 50 kPa para suelo aluvial más denso de consistencia media a muy rígida y 100 kPa para suelo coluvial de consistencia rígida a muy rígida. Al no contar con datos de profundidad superior a 2,0 metros para los suelos aluviales, se adoptarán suelos de consistencia suave a muy suave hasta 1,5 m , suelos de consistencia media hasta 4,0 m y suelos con consistencia rígida a muy rígida para mayor profundidad. Tabla 1.4: Cohesión del material Consistencia Muy suave

Identificación visual

200 No puede ser mellado por la uña Fuente: Donald P Coduto (Adaptado por Terzaghi & Peck, 1967 y ASTM D2488)

ANÁLISIS DE ESTABILIDAD DE TALUDES

El análisis de estabilidad de taludes consiste en determinar un factor de seguridad al comparar las fuerzas tendentes al movimiento con las fuerzas resistentes que se oponen al mismo a lo largo de una posible superficie de falla. El diseño de un talud consiste en establecer la geometría del mismo para un factor de seguridad que vaya a asegurar su estabilidad a corto y/o largo plazo. 1.5.1

Geometría

El diseño del tramo Km 25 – Tarata – Anzaldo – Toro Toro - karasi incluye una serie de cortes y rellenos del terreno natural, los que han sido especificados cada 20 m, siguiendo un criterio general y sin considerar las características específicas de cada sitio de estudio. De acuerdo a las características topográficas, geológicas y geotécnicas, 108 perfiles son los que representan a la totalidad del tramo. En cada uno de ellos se ha verificado la estabilidad a largo plazo y cuando fue necesario se ha propuesto una nueva geometría. 1.5.2

Nivel freático

Se constituye en uno de los más importantes factores en la estabilidad de un talud y en general puede afectar la estabilidad del talud a través de cinco vías: reduce la resistencia, cambia los constituyentes minerales por alteración química y soluciones, cambia la densidad del material,

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genera presión de poros y causa erosión. De los taludes críticos ninguno presenta un nivel freático que afecta a la estabilidad de los mismos. 1.5.3

Factor de seguridad

Cornforth (2005) explica que los factores de seguridad razonables y la magnitud de la estabilización deben determinarse teniendo en cuenta los siguientes factores:     

La magnitud de la obra El tipo de falla La magnitud de los estudios realizados El potencial de las consecuencias Posibilidad de ocurrencia de eventos extremos

Para las estructuras de contención, La AASHTO (2001) exige los siguientes factores de seguridad de estabilidad de taludes:  

FS ≥ 1.3 para cargas estáticas FS ≥ 1.1 para carga sísmica con Kh de 0.5 A

Para el análisis de los cortes críticos se han tomado los siguientes factores: Tabla 1.5: Factor de seguridad, modificado de J. Suárez (2009). Nº 1 2

1.6

Caso Pérdida de vidas humanas al fallar el talud Pérdida de más del 30% de la inversión de la obra específica o pérdidas consideradas importantes.

Factor de seguridad para Cargas Estáticas

Factor de seguridad para Cargas Dinámicas Kh = 0.5 A

1,50

1,20

1,30

1,15

3

Pérdidas económicas no muy importantes

1,20

1,10

4

La falla del talud no causa daños

1,10

1,10

CARACTERIZACIÓN DE TALUDES DE ROCAS

La caracterización de los taludes de roca depende preponderantemente del estudio geológico efectuado y de los trabajos realizados en campo específicamente para el análisis de estabilidad de taludes. En este sentido, para la elaboración de este informe en lo que respecta a rocas, se tomó en cuenta el informe geológico realizado con anterioridad, pero además se complementó con visitas de campo para recabar información adicional de sectores críticos, de cada una de las formaciones geológicas presentes en el trazo de la carretera. De acuerdo a lo anterior, la metodología para la caracterización de los macizos rocosos consistió en determinar en principio los taludes susceptibles de estudio, para lo cual, se tomó en consideración el estudio geológico. Paso siguiente, se realizaron mediciones en los taludes

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críticos los cuales presentan condiciones desfavorables para su estabilidad (i.e. buzamiento desfavorable, gran altura, pendientes pronunciadas, resistencia de la roca inalterada), de los cuales se describieron sus características más importantes.     

RQD Espaciamiento de discontinuidades Condiciones de las discontinuidades: Persistencia, Abertura, Rugosidad, Relleno, Meteorización Presencia de agua Medición de buzamientos y dirección de buzamientos (mapeo)

Se debe indicar que en la medida de lo posible, se efectuó la caracterización anterior para las tres familias de discontinuidades sobresalientes del macizo rocoso. Asimismo, para la determinación de la resistencia a la compresión se trató de utilizar en todos los casos posibles el ensayo de esclerometría (a través del martillo de Schmidt). 1.6.1

Información Geológica

De acuerdo al estudio del informe geológico, se estableció que para el análisis de estabilidad de taludes del presente proyecto, las formaciones que existentes en el trayecto de la carretera en estudio se muestran en el Tabla 1.6. Tabla 1.6: Formación geológica considerada para el estudio de taludes rocosos SISTEMA

CODIFICACIÓN

Anzaldo

FORMACIÓN

Ordovícico

Oan

San Benito

Ordovícico

Osb

Toro Toro

Cretácico

Kt

Depósitos aluviales

Cuaternario

Qa

Cubierta coluvial

Cuaternario

Qc

Escombros de talud

Cuaternario

Qd

Terrazas aluviales

Cuaternario

Qt

Fuente: Informe de geológico

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ERA

SISTEMA

FORMACION

Depósitos Aluviales Qa

ERA CENOZOICA

Depósitos Coluviales Qc Sistema Cuaternario

Depósitos Terrazas Qt

Depósitos Deslizamientos Qd

ERA MESOZOICO

Sistema Cretácico

Formación Toro Toro

ERA PALEOZOICA

Formación Anzaldo Sistema Ordovícico Formación San Benito

A continuación se describen brevemente las características litológicas de las formaciones indicadas en el cuadro anterior. 1.6.1.1

Formación Anzaldo (Oan)

Las rocas de esta unidad sedimentaria tienen una amplia distribución en el área de estudio, donde aproximadamente un 80 % cubre el trazo carretero, esta formación conformada por limolitas, lutitas gris verdosas intercaladas con areniscas micáceas, meteorizadas y fracturadas, en varios sectores se presentan por debajo de una delgada cobertura cuaternaria. Las mismas

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se encuentran con intenso fracturamiento con la ventaja de tener una estabilización a lo largo del camino carretero. 1.6.1.2

Formación Sam Benito (Osb)

Esta formación aflora al sur del sector de Punata y Cliza, donde se observan afloramientos de lutitas, pizarras y areniscas cuarcíticas gris oscuro. 1.6.1.3

Formación Toro Toro (Kt)

Rocas de edad Cretácica, están compuestas principalmente por areniscas rojizas, areniscas calcáreas, areniscas conglomerádicas con limolitas y arcillitas subordinadas, calizas grises, margas verdes, pelitas rojas y areniscas calcáreas blancas. En la zona del proyecto, todas estas secuencias sobreyacen en discordancia angular a rocas Paleozoicas, principalmente Ordovísicas. Las calizas se presentan en bancos sólidos y compactos, con potencias que varían entre 0.80 y 1.40 m. Las areniscas calcáreas se presentan en estratos gruesos y delgados, duros, compactos y de coloración rojiza, las potencias varían entre 0.50 y 1.70 m. La margas yesíferas, forman parte del sinclinal Toro Toro, se presentan como estratos de roca con dureza media de coloración marrón rojiza, con venillas blanquecinas de yeso anhidrita en forma de sulfato de calcio. Las potencias varían entre 0.30 a 0.80 m 1.6.1.4

Depósitos aluviales (Qa)

Se encuentran principalmente en los cauces de los ríos principales y en las quebradas importantes, están constituidos por bolones de tamaño variado, gravas, arenas y material fino, formando depósitos sueltos, permeables e inestables. 1.6.1.5

Cubierta coluvial (Qc)

Es un producto de la meteorización de las rocas, constituidas por fragmentos de la misma roca madre en una masa limo arcillosa y formando cubiertas de espesor variable. 1.6.1.6

Escombros de talud (Qd)

Se forman a partir de la meteorización de las rocas, en zonas donde la roca ha estado sometida a esfuerzos compresivos especialmente en zonas de alta pendiente, constituyendo depósitos de fragmentos rocosos al pie de los taludes en forma natural o por acción de excavaciones para la plataforma del camino.

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1.6.1.7

Terrazas aluviales (Qt)

Estos depósitos pueden llegar a tener gran extensión areal y se pueden observar a lo largo de las márgenes de los ríos principales Alfa mayu y Caine, donde se forman a partir de los materiales depositados por el río principalmente en las avenidas y una semi consolidación posterior. 1.6.2

Clasificación del macizo rocoso

Se ha realizado el levantamiento de características de las discontinuidades determinando las orientaciones de familias de discontinuidades representativas, espaciamientos, rugosidades, resistencias de las paredes y apertura. Los métodos aplicados para la obtención de estos parámetros se basan en la Sociedad Internacional de Mecánica de Rocas ISRM (1978). En función a los datos tomados en campo, se han aplicado las recomendaciones de Bieniawski, 1973, 1979 y 1989 para la obtención del índice “Rock Mass Rating” (RMR). También se realizaron ensayos de carga puntual para determinar la resistencia a compresión simple del macizo rocoso. 1.6.3

Determinación de los parámetros de resistencia

Los parámetros de resistencia en las distintas unidades litológicas determinadas. Adicionalmente, los parámetros geomecánicos presentados en el presente informe se han obtenido de la aplicación del programa informático RocLab v1.0 de Rocscience Inc. con los datos obtenidos a través de los mapeos en los cortes críticos determinados. El programa Roclab v1.0 basa sus cálculos en la teoría de Hoek et al. (1980). La cual se describe a continuación. El criterio de falla generalizado de Hoek-Brown, se expresa de acuerdo a la siguiente ecuación.

 σ '3  σ  σ  σ ci  mb  s   σ ci  ' 1

a

' 3

(1.1)

Donde: σ’1 = esfuerzo principal efectivo mayor en la falla, [kPa] σ’3 = esfuerzo principal efectivo menor en la falla, [kPa] mb = constante de Hoek-Brown para el macizo rocoso a, s = constantes que dependen de las características del macizo rocoso

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En las Ecuaciones (1.2), (1.3) y (1.4) se presentan las expresiones utilizadas para el cálculo de las constantes del material.

mb  mi e

 GSI 100     28 14D 

 GSI  100  s  e   9  3D 

a

1 1 GSI/15 20/3   e e 2 6

(1.2)

(1.3)

(1.4)

Donde: mi = constante del material GSI = índice geológico de resistencia D = factor que depende del grado de perturbación al cual el macizo rocoso está sujeto por daños en el uso de explosivos y relajación de esfuerzos variando de 0 para un talud rocoso no perturbado hasta 1 para un talud rocoso muy perturbado. El índice geológico de resistencia (GSI) depende de las propiedades de los bloques de roca intacta y también de la libertad de los bloques para deslizarse y rotar bajo diferentes condiciones de esfuerzos. Esta libertad es controlada por la forma geométrica de los bloques de roca intacta, así como también por la condición de las superficies que separan los bloques. El índice geológico de resistencia (GSI), es un parámetro introducido por Hoek et al. (2002) por medio del cual se enlaza la clasificación de macizos rocosos propuesta por Bieniawski y el criterio de rotura de Hoek-Brown. En principio, se debe obtener la valoración del macizo rocoso (RMR por sus siglas en inglés) a través del empleo de los criterios de clasificación Bieniawski (considerando buzamiento muy favorable y material seco) y posteriormente utilizando las relaciones propuestas por Hoek et al., se estiman los valores de GSI, a través de la ecuación 1.5. Entonces, para RMR’89 > 23, se tiene:

GSI  RMR'89  5

(1.5)

Debido a que la mayoría de los métodos de equilibrio límite utilizados para el cálculo de la estabilidad de taludes, utilizan el criterio de falla Mohr-Coulomb, se hace necesario estimar los parámetros de cohesión y fricción interna a partir de los resultados obtenidos al aplicar el criterio de falla Hoek-Brown. No obstante, dado que la relación entre los esfuerzos principales mayor (σ1) y menor (σ3) no es lineal (criterio de falla Hoek-Brown); mientras que la relación entre el esfuerzo normal (σn) y el esfuerzo cortante () sí lo es (criterio de falla Mohr Coulomb),

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entonces, es necesario efectuar el cálculo de la cohesión y del ángulo de fricción interna tomando en consideración un rango de esfuerzos, que deberán ser a los que probablemente el macizo rocoso esté sometido durante la vida útil del proyecto y que en términos del esfuerzo principal menor será σt < σ3 < σ’3max. Adicionalmente, de acuerdo a la metodología recomendada por Hoek et al., este proceso implica un equilibrio de las áreas encima y debajo de la curva de Mohr-Coulomb respecto de la de Hoek-Brown, De esta manera, las ecuaciones para la determinación del ángulo de fricción interna (φ’) y de la cohesión (c’) quedan determinadas de la siguiente manera (Ecuaciones 4.6 y 4.7).

'  sin

c' 

1

6a * m  s  m σ' b

b

3n

 a 1 

21  a  2  a   6a * mb  s  mb σ' 3n 

a 1

 ci  1  2a  s  1  a  m b '3n  s  m b '3n 

1  a  2  a 



1  6a * m b  s  m b '3n 

a 1

(1.6) a 1

 / 1  a  2  a  

(1.7)

Donde:

σ 3n  σ' 3max /σ ci σ' 3max  σ'  072 cm σ 'cm  H

  

(1.8) 0.91

(1.9)

Donde: σ’cm = resistencia global del macizo rocoso, KN/m2 H = altura del talud, m

 = peso unitario del macizo rocoso, KN/m3 La resistencia global del macizo rocoso (σ’cm) es un concepto propuesto por Hoek y Brown en 1997, por la cual se determina una vez conocidos los parámetros del criterio de falla Mohr Coulomb para un rango de esfuerzos recomendado por Hoek y Brown, es decir, el ángulo de fricción interna efectivo (φ’) y la cohesión efectiva (c’), de acuerdo a la Ecuación (1.10).

σ' cm 

2c' cos' 1  sen'

(1.10)

Donde: c’ y φ’ se determinan para el rango de esfuerzos σ t < σ’3 < σci / 4, obteniéndose de esta manera la expresión presentada en la Ecuación 1.11.

ESTUDIO GEOTÉCNICO

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ESTUDIO DE IDENTIFICACIÓN Y ESTUDIO TÉCNICO ECONOMICO SOCIAL Y AMBIENTAL DEL PROYECTO CONSTRUCCION PAVIMENTADO CAMINO KM 25 - TARATA - ANZALDO - TORO TORO – KARASI α 1  mb  4 s  a  mb  8s   mb / 4  s  σ' cm  σ ci 21  a  2  a 

1.6.4

(1.11)

Clasificación de Bieniawski (RMR)

Desarrollada por Bieniawski en 1973, con actualizaciones en 1979 y 1989, constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite a su vez relacionar índices de calidad con parámetros geotécnicos del macizo y de excavación y sostenimiento en túneles. Esta clasificación tiene en cuenta los siguientes parámetros geomecánicos:      

Resistencia uniaxial de la matriz rocosa Grado de fracturación en términos del RQD Espaciado de las discontinuidades Condiciones de las discontinuidades Condiciones hidrogeológicas Orientación de las discontinuidades con respecto a la excavación

La incidencia de estos parámetros en el comportamiento geomecánico de un macizo se expresa por medio del índice de calidad RMR, rock mass rating, que varía de 0 a 100. Para aplicar la clasificación RMR se divide el macizo rocoso en zonas o tramos que presenten características geológicas más o menos uniformes de acuerdo con las observaciones hechas en campo, en las que se lleva a cabo la toma de datos y medidas referentes a las propiedades y características de la matriz rocosa y las discontinuidades. Tabla 1.7: Clasificación RMR Biniawaki de las estaciones

ESTUDIO GEOTÉCNICO

EST.

PROG.

RMR

Clase RMR

Calidad según Bieniawski

1

20+250

-

V

Muy Mala

2

21+300

20

V

Mu Mala

3

23+050

33

IV

Mala

4

23+200

25

IV

Mala

5

23+500

40

IV

Mala

6

23+520

-

V

Muy Mala

7

23+800

41

III

Media

8

24+400

-

V

Muy Mala

9

24+750

39

IV

Mala

10

25+100

36

IV

Mala

11

25+400

38

IV

Mala

12

25+500

38

IV

Mala

13

26+400

45

III

Media

14

27+500

-

V

Muy Mala

15

28+750

61

II

Buena

PÁGINA 16

ESTUDIO DE IDENTIFICACIÓN Y ESTUDIO TÉCNICO ECONOMICO SOCIAL Y AMBIENTAL DEL PROYECTO CONSTRUCCION PAVIMENTADO CAMINO KM 25 - TARATA - ANZALDO - TORO TORO – KARASI

ESTUDIO GEOTÉCNICO

EST.

PROG.

RMR

Clase RMR

Calidad según Bieniawski

16

32+400

-

V

Muy Mala

17

32+480

52

III

Media

18

32+490

57

III

Media

19

32+750

39

IV

Mala

20

35+250

-

V

Muy Mala

21

40+650

47

III

Media

22

40+800

74

II

Buena

23

41+220

21

IV

Mala

24

41+525

42

III

Media

25

42+000

51

III

Media

26

42+100

-

V

Muy Mala

27

42+400

39

IV

Mala

28

42+900 43+700

57

III

Media

29

52

III

Media

30

44+300

35

IV

Mala

31

44+750

-

V

Muy Mala

32

45+000

43

III

Media

33

45+800

60

III

Media

34

46+500

39

IV

Mala

35

46+750

-

V

Muy Mala

36

47+000

45

III

Media

37

47+900

36

IV

Mala

38

48+100

47

III

Media

39

50+350

20

V

Mu Mala

40

50+500

30

IV

Mala

41

51+250

27

IV

Mala

42

51+650

-

V

Muy Mala

43

51+750

58

III

Media

44

52+100

62

II

Buena

45

52+300

-

V

Muy Mala

46

52+500

42

III

Media

47

52+750

42

III

Media

48

53+000

42

III

Media

49

53+250

42

III

Media

50

53+750

48

III

Media

51

54+350

48

III

Media

52

54+700

48

III

Media

53

55+200

43

III

Media

54

56+500

41

III

Media

55

57+400

-

V

Muy Mala

56

58+850

52

III

Media

PÁGINA 17

ESTUDIO DE IDENTIFICACIÓN Y ESTUDIO TÉCNICO ECONOMICO SOCIAL Y AMBIENTAL DEL PROYECTO CONSTRUCCION PAVIMENTADO CAMINO KM 25 - TARATA - ANZALDO - TORO TORO – KARASI

ESTUDIO GEOTÉCNICO

Clase RMR

Calidad según Bieniawski

-

V

Muy Mala

42

III

Media

-

V

Muy Mala

63+100

-

V

Muy Mala

61

67+600

-

V

Muy Mala

62

67+800

-

V

Muy Mala

63

67+900

60

III

Media

64

68+050

45

III

Media

65

68+950

-

V

Muy Mala

66

69+600

-

V

Muy Mala

67

70+250

-

V

Muy Mala

68

70+950

-

V

Muy Mala

69

71+500

39

IV

Mala

70

72+500

39

IV

Mala

71

74+000

54

III

Media

72

75+700

54

III

Media

73

76+300

54

III

Media

74

77+200

35

IV

Mala

75

77+600

35

IV

Mala

76

79+950

35

IV

Mala

77

86+800

45

III

Media

78

91+250

-

V

Muy Mala

79

92+600

-

V

Muy Mala

80

97+900

-

V

Muy Mala

81

107+100

34

IV

Mala

82

108+800

-

V

Muy Mala

83

109+600

-

V

Muy Mala

84

109+750

44

III

Media

85

110+300

42

III

Media

86

111+300

63

II

Buena

87

112+200

57

III

Media

88

112+600

40

IV

Mala

89

112+750

49

III

Media

90

115+300

-

V

Muy Mala

91

117+200

43

III

Media

92

119+000

62

II

Buena

93

119+300

62

II

Buena

94

121+900

-

V

Muy Mala

95

123+500

42

III

Media

96

128+450

48

III

Media

97

129+100

48

III

Media

EST.

PROG.

57

59+300

58

59+800

59

61+900

60

RMR

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1.6.5

EST.

PROG.

RMR

Clase RMR

Calidad según Bieniawski

98

131+400

45

III

Media

99

132+100

45

III

Media

100

135+900

36

IV

Mala

101

136+200

-

V

Muy Mala

102

136+500

-

V

Muy Mala

103

138+700

-

V

Muy Mala

104

139+200

-

V

Muy Mala

105

140+600

-

V

Muy Mala

106

142+800

36

IV

Mala

107

146+900

36

IV

Mala

108

147+393

-

V

Muy Mala

Proyecciones estereográficas

Se ha realizado el levantamiento de los planos teóricos que representan los defectos, dirección de buzamiento y buzamiento, las medidas se efectuaron mediante una brújula geológica. La interpretación de los resultados se ha realizado a través del software DIPS (Plotting, analysis and presentation of structural data using spherical proyection tecniques) mediante la técnica de proyecciones estereográficas.

Figura 1.2: Proyección estereográfica representada por polos

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Figura 1.3: Concentración de polos

Figura 1.4: Diagrama de rosetas

1.6.6

Análisis de estabilidad cinemática

Se ha realizado un análisis de estabilidad cinemática de los portales, referido a las fuerzas que causan movimientos en los macizos rocosos. Para la aplicación de este método de estabilidad se han empleado las recomendaciones Goodman (1989) aplicado a cortes de rocas. Para el empleo de este método se han usado los resultados obtenidos en las proyecciones estereográficas, citadas anteriormente. El método consiste en determinar las orientaciones que presentan los planos de estratificación y las discontinuidades (Juntas, diaclasas) los mismos

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que son analizados en función a la orientación que se requiere en el corte (Buzamiento y Dirección de buzamiento). A continuación se presenta una figura que muestra las proyecciones de polos causantes de roturas más comunes.

Rotura plana

Talud

Dirección de deslizamiento

Vuelco de estratos

Rotura en cuña N

N

N

Talud

Talud

Dirección de deslizamiento

Plano de discontinuidad

Planos de discontinuidad que forman la cuña

Planos de estratificación

Figura Nº 1.5. Tipos de roturas más comunes, Gonzáles de Vallejos (2002) modificado de Hoek y Brown (1981).

1.6.7

Análisis de estabilidad analítico

El método analítico consiste en determinar el tipo de falla y aplicar el análisis de equilibrio límite en función a un factor de seguridad elegido. La selección del factor de seguridad que se ha empleado se muestra en el apartado correspondiente a factor de seguridad. Los taludes pueden presentar más de un tipo de falla (ver Figura Nº 1.5. donde muestra los tipos de roturas más comunes), los que pueden ser del tipo plana, en cuña, por vuelco y circular. Para determinar el tipo de falla en los taludes se ha empleado el método de las proyecciones estereográficas y el análisis cinemático. 1.6.7.1

Identificación del tipo de falla

En primer lugar, se establece el posible mecanismo de falla en los taludes de roca a partir de un análisis estereográfico considerando para cada perfil que la orientación de las discontinuidades puede ser cualquiera de las observadas en los diferentes taludes del trazo. Comúnmente, la falla circular solo se presenta en suelos y roca muy fracturada. En el presente caso, si bien las rocas no están muy fracturadas, es posible que al excavarse en lutitas y luego dejarlas expuestas a la acción del agua, estas puedan meteorizarse rápidamente y a largo plazo presentar mecanismos de falla circular. Los resultados de los análisis se presentan en el siguiente cuadro:

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Tabla 1.8: Resumen de las características de las discontinuidades

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EST.

PROG.

MECANISMO DE FALLA

GSI

1

20+250

Circular

-

2

21+300

Circular

15

3

23+050

Circular

28

4

23+200

Circular

20

5

23+500

Circular

35

6

23+520

Circular

7

23+800

Caída de bloques

8

24+400

Circular

9

24+750

Circular y Caída de bloques

34

10

25+100

Circular

31

11

25+400

Plana y Caída de bloques

33

12

25+500

Circular

33

13

26+400

Plana

40

14

27+500

Circular

15

28+750

Plana y Cuña

16

32+400

Circular

17

32+480

Plana y Caída de bloques

47

18

32+490

Plana

52

19

32+750

Circular

34

20

35+250

Circular

-

21

40+650

Cuña

42

22

40+800

Cuña Caída de bloques

69

23

41+220

Circular

16

24

41+525

Plana y Caída de bloques

37

25

42+000

Plana

46

26

42+100

Circular

27

42+400

Caída de bloques

34

28

42+900

Cuña y caída de bloques

52

29

43+700

Plana y Caída de bloques

47

30

44+300

Plana y circular

30

31

44+750

Circular

32

45+000

Plana

38

33

45+800

Plana y Caída de bloques

55

34

46+500

Circular

34

35

46+750

Circular

-

36

47+000

Caída de bloques

40

37

47+900

Plana

31

38

48+100

Plana y Caída de bloques

42

39

50+350

Circular

15

40

50+500

Plana

25

41

51+250

Circular

22

36 -

56 -

-

-

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ESTUDIO GEOTÉCNICO

EST.

PROG.

MECANISMO DE FALLA

GSI

42

51+650

Circular

43

51+750

Caída de bloques

53

44

52+100

Caída de bloques

57

45

52+300

Circular

46

52+500

Caída de bloques

37

47

52+750

Caída de bloques

37

48

53+000

Caída de bloques

37

49

53+250

Caída de bloques

37

50

53+750

Caída de bloques

43

51

54+350

Caída de bloques

43

52

54+700

Caída de bloques

43

53

55+200

Plana y Caída de bloques

38

54

56+500

Plana

36

55

57+400

Circular

56

58+850

Plana

57

59+300

Circular

58

59+800

Plana

59

61+900

Circular

-

60

63+100

Circular

-

61

67+600

Circular

-

62

67+800

Circular

63

67+900

Plana

55

64

68+050

Caída de bloques

40

65

68+950

Circular

-

66

69+600

Circular

-

67

70+250

Circular

-

68

70+950

Circular

-

69

71+500

Caida de bloques

34

70

72+500

Caida de bloques

34

71

74+000

Plana

49

72

75+700

Plana

49

73

76+300

Plana

49

74

77+200

Caída de bloques

30

75

77+600

Caída de bloques

30

76

79+950

Plana

30

77

86+800

Plana y Caída de bloques

40

78

91+250

Circular

-

79

92+600

Circular

-

80

97+900

Circular

-

81

107+100

Caída de bloques

82

108+800

Circular

-

83

109+600

Circular

-

-

-

47 37

-

29

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1.6.7.2

EST.

PROG.

MECANISMO DE FALLA

GSI

84

109+750

Caída de bloques

39

85

110+300

Caída de bloques

37

86

111+300

Plana

58

87

112+200

Plana

52

88

112+600

Caída de bloques

35

89

112+750

Caída de bloques

 

90

115+300

Circular

-

91

117+200

Caída de bloques

38

92

119+000

Plana

57

93

119+300

Plana

57

94

121+900

Circular

95

123+500

Plana y Caída de bloques

37

96

128+450

Caída de bloques

43

97

129+100

Caída de bloques

43

98

131+400

Caída de bloques

40

99

132+100

Caída de bloques

40

100

135+900

Caída de bloques

31

101

136+200

Circular

-

102

136+500

Circular

-

103

138+700

Circular

-

104

139+200

Circular

-

105

140+600

Circular

-

106

142+800

Caída de bloques

31

107

146+900

Caída de bloques

31

108

147+393

Circular

-

-

Análisis de falla plana

Los mecanismos de rotura a lo largo de las discontinuidades, se analizan en forma bidimensional y se basan en el cumplimiento de las siguientes condiciones:     

La superficie de falla es continua y se asume subparalela al rumbo del talud de corte El rumbo del plano de falla debe diferir en menos de 20º del correspondiente al plano del talud. El buzamiento del plano de falla debe ser mayor que el ángulo de fricción de la discontinuidad del macizo. El buzamiento del plano de falla debe ser menor que el plano del talud, al que debe cortar. La resistencia al corte a lo largo del plano de discontinuidad es mucho menor que la resistencia de la roca intacta.

Con estas condiciones, el problema puede ser estudiado en dos dimensiones, considerando el equilibrio de un bloque rígido, indeformable, no sujeto a momentos y con una faja de espesor

ESTUDIO GEOTÉCNICO

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unitario. Adicionalmente, y debido a la probable presencia de agua en los taludes (en especial en época de lluvias), es que se efectuó el análisis de la estabilidad de taludes considerando una grieta de tracción en la parte posterior del talud, (ver Figura N º 1.6). Se supone que las fuerzas de subpresión y la del peso propio del bloque, pasan por el centro de gravedad de la masa deslizante, es decir, que se supone que no existen momentos que tiendan a producir la rotación del bloque (si bien esta hipótesis no es estrictamente cierta, los errores que se introducen aceptándola son despreciables).

z

V

H

zw

W U

f p Figura Nº 1.6: Esquema de las fuerzas que intervienen en el análisis de falla plana Fuente: Elaboración propia

De esta manera es posible calcular el coeficiente de seguridad al deslizamiento (F), que no es otra cosa que la relación entre la fuerza resistente y la fuerza desestabilizante, lo cual se presenta en las Ecuaciones.

F=

c∗A + ( W *cos ψ p−U −V ∗sen ψ p )∗tagφ W ∗sen ψ p +V cos ψ p

A=H *cosec ψ p

(5.12) (5.13)

U=0. 5∗γ w∗z w∗A 2

V =0 . 5∗γ w∗z w 1.6.7.3

(5.14) (5.15)

Análisis de falla en cuña

El análisis de rotura por cuña consiste en emplear expresiones matemáticas que proporcionan un factor de seguridad de una cuña, este método fue propuesto por Hoek y Brown (1981)

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Para análisis a rotura por cuña, de la misma forma que la rotura plana, se ha empleado los parámetros de resistencia de corte obtenidos con el RocLab. Por otro lado se menciona que estos parámetros fueron empleados para los dos planos de rotura que considera este método. Asimismo el análisis considera que el nivel freático se encuentra por debajo de los planos de rotura, consideraciones efectuadas por el sistema de drenaje empleado en el diseño. Para la determinación del factor de seguridad se ha seguido el siguiente método de cálculo:

Plano a

Plano b

Cuña

cara del talud H Linea de intersección

Figura Nº 1.7: Descripción de parámetros para el análisis de falla en cuña en roca.

FS=

B=

(5.16)

sen θ24 senθ45 cosθna 2

(5.17)

senθ13 senθ 35 cosθ nb 1

(5.18)

X=

Y=

3 (c X +c b y )+ A tan φa +Bφb γr H a

cos ψ b −cos ψ a cos θ na. nb sen ψ i sen 2 θ na .nb

(5.19)

Donde: Ca = Cohesión del plano a. Cb = Cohesión del plano b.

a = Ángulo de fricción del plano a. b = Ángulo de fricción del plano b.

ESTUDIO GEOTÉCNICO

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r = Peso unitario de la roca. b y p = Planos de buzamiento del plano a y b. i = Línea de intersección. X, Y, A y B = Factores de dimensión dependiente de la geometría de la cuña. ,na., nb.1y na.nb = Ángulos 1.6.7.4

Análisis de falla por volteo

El análisis de rotura por volteo de bloques consiste en un estudio de las condiciones de equilibrio de cada uno de los bloques del talud, sin embargo para ese análisis se ha empleado el método de cálculo de factor de seguridad propuesto por Choquet y Tanon (1985). El método consiste en determinar el límite teórico de la columna en análisis de acuerdo a ábacos que responden a un tipo de ángulo de fricción. Se han determinado los factores de seguridad, para ello se ha empleado la siguiente ecuación: FS=

( Δx ) ( Δ xe )

(5.20)

Donde: FS = Factor de seguridad. x = Ancho del bloque en análisis (potencia del macizo rocoso). xe = Límite teórico de la columna en análisis. 1.6.7.5

Análisis de falla por pandeo

Este tipo de rotura se produce a favor de los planos de estratificación paralelos al talud, con buzamiento mayor que el ángulo de rozamiento interno. La rotura puede ocurrir con o sin flexión del estrato; la condición necesaria es que los estratos sean suficientemente esbeltos, en relación con la altura del talud, para poder pandear.

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1.7

CARACTERIZACIÓN DE TALUDES DE SUELOS

1.7.1

Introducción

Una masa de suelo que presenta un grado de inclinación tiende a deslizarse debido a los esfuerzos de corte provocados por la fuerza gravitacional u otras fuerzas (i.e. flujo de agua, actividad sísmica, etc.); dicha tendencia es resistida por el material que constituye la masa a través del esfuerzo de corte expresado por la teoría de Mohr Coulomb. La caracterización de los suelos se efectuó teniendo como herramientas los resultados de la caracterización geotécnica del trazo de la carretera. Adicionalmente se clasificaron los suelos (material