Para calcular el coeficiente de seguridad frente a la inestabilidad global de un talud en roca es preciso tantear cuantos mecanismos de rotura sean imaginables y tengan una cinemática posible.
Cada uno de esos mecanismos está definido por una superficie de rotura que aísla la zona que se movería respecto de la zona que quedaría en reposo. Dentro de la zona que desliza se pueden producir, además, roturas internas con deslizamientos de unas zonas sobre otras.
El coeficiente de seguridad correspondiente a un posible mecanismo de rotura concreto se define como el factor F por el que habría de minorarse la resistencia al corte en la superficie de rotura tanteada, de manera que, en la situación de proyecto que se considera, se cumpliera el equilibrio estricto.
El coeficiente de seguridad frente a la estabilidad global de la obra será el menor de los encontrados tras analizar varias formas de rotura y considerar, dentro de cada forma, distintas variantes de detalle en cuanto a la definición concreta de los planos de rotura.
El cálculo concreto según una determinada línea de rotura se hará de acuerdo con los principios básicos de la mecánica racional. A esos efectos se indican algunas recomendaciones concretas en los apartados que siguen, para cada uno de los tres tipos elementales de inestabilidad de macizos rocosos sanos diaclasados.
a) Deslizamientos planos
En este tipo de situaciones conviene proyectar todas las acciones según dos direcciones, una normal y otra tangente al plano de deslizamiento.
Debe considerarse que en la cabeza del posible deslizamiento puede existir, previamente, una grieta de tracción llena de agua con el correspondiente empuje hidrostático.
La componente normal “N” y la posible subpresión en el plano de deslizamiento “Sw” permitirán evaluar la resistencia al corte:
Resistencia = (N – Sw) tan φ + c A
Donde:
C, tan φ: Parámetros resistentes en el plano de deslizamiento
A : área donde actúan N y Sw.
Comparando esa resistencia con la componente tangencial “T” de la resultante de las acciones, se obtiene el coeficiente de seguridad:
b) Vuelco o cabeceo de estratos (Toppling)
El estudio de estos casos, si el problema es de importancia, requiere hacer hipótesis sobre el detalle de los bloques existentes. Existen procedimientos de cálculo específicos que permiten esos estudios de detalle.
En general se considera suficientemente próximo a la realidad y suficientemente seguro calcular, como si de un terreno homogéneo se tratara, el estado tensional en el entorno del punto crítico donde se teme el inicio del vuelco. A esos efectos deberán realizarse tanteos, suponiendo distintas localizaciones de ese punto.
La definición del estado tensional puede requerir la utilización de soluciones publicadas en la literatura técnica o un cálculo numérico previo.
Definido el estado tensional en el punto en cuestión mediante su círculo de
Mohr, tal como se indica en la Fig. 3.11, se puede estimar la solicitación de corte en los planos de las diaclasas y, con estos datos, evaluar el coeficiente de seguridad correspondiente.
El coeficiente de seguridad mínimo alcanzado en diversas evaluaciones (según distintas litoclasas y en distintas zonas) será asignado como coeficiente de estabilidad del talud correspondiente.
Figura 3.11. Procedimiento simplificado de evaluación de la seguridad. Taludesrocosos diaclasados
c) Deslizamientos en cuña
Identificada como cinemáticamente posible una determinada cuña formada por dos planos A y B, el problema mecánico resulta estáticamente determinado cuando se hace alguna hipótesis razonable para repartir las acciones sobre la cuña en las reacciones sobre A y B. A estos efectos es razonable y recomendable suponer que los esfuerzos de corte en las diaclasas son paralelos a la arista de deslizamiento.
Conviene citar que, para aquellos casos en los que no exista ni cohesión ni subpresión en las diaclasas y en los que, además, ambas diaclasas tengan igual rozamiento, el coeficiente de seguridad natural (sin acciones externas ni elementos de sujeción) viene dado por:
φ = ángulo de rozamiento en las diaclasas
β = pendiente de la arista de deslizamiento
K = factor de cuña
El factor de cuña viene dado por:
ε = ángulo formado por el plano bisector de la cuña y el plano vertical de la arista de deslizamiento
α = semiapertura del diedro de la cuña
El significado de estos ángulos se indica en la Fig. 3.10.
0 comentarios:
Publicar un comentario