UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS,
PETRÓLEOS Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
Trabajo de titulación, modalidad proyecto de investigación previo a la
obtención del Título de Ingeniera en Geología
AUTORA: Valencia Erazo Tania Maribel
TUTOR: Ing. Danny Santiago Burbano Morillo Ms.C.
Quito 2020
Estudio geológico- geotécnico del túnel ubicado en la autopista Manuelita
Sáenz, cantón Quito, parroquia Zámbiza.
II
DERECHOS DE AUTOR
Yo, TANIA MARIBEL VALENCIA ERAZO, en calidad de autor y titular de los derechos
morales y patrimoniales del trabajo de titulación: ESTUDIO GEOLÓGICO-
CANTÓN QUITO, PARROQUIA ZÁMBIZA modalidad presencial, de conformidad con el
Art. 114 del CÓDIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMÍA SOCIAL DE LOS
CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E INNOVACIÓN, concedo a favor de la Universidad
Central del Ecuador una licencia gratuita, intransferible y no exclusiva para el uso no comercial
de la obra, con fines estrictamente académicos. Conservo a mi favor todos los derechos de autor
sobre la obra, establecidos en la normativa citada.
Asimismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la digitalización y
publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a lo dispuesto
en el Art. 144 de la Ley Orgánica de Educación Superior.
El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma de
expresión y no infringe el derecho de autor de terceros, asumiendo la responsabilidad por
cualquier reclamación que pudiera presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de
toda responsabilidad.
_________________________
Tania Maribel Valencia Erazo
C.C: 1726727389
GEOTÉCNICO DEL TÚNEL UBICADO EN LA AUTOPISTA MANUELITA SÁENZ,
III
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TUTOR
Yo, Danny Santiago Burbano Morillo, en calidad de tutor del trabajo de titulación: ESTUDIO
GEOLÓGICO- GEOTÉCNICO DEL TÚNEL UBICADO EN LA AUTOPISTA
señorita TANIA MARIBEL VALENCIA ERAZO, con C.I. 1726727389, estudiante de la
Carrera de Ingeniería en Geología, Facultad de Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos y
Ambiental de la Universidad Central del Ecuador, considero que el mismo reúne los requisitos
y méritos necesarios en el campo metodológico y epistemológico, para ser sometido a la
evaluación por parte del jurado examinador que se designe, por lo que lo APRUEBO, a fin de
que el trabajo investigativo sea habilitado para continuar con el proceso de titulación
determinado por la Universidad Central del Ecuador.
En la ciudad de Quito, a los 28 días del mes de febrero del 2020.
_________________________________________
Ing. Danny Santiago Burbano Morillo Ms.C.
C.C: 0401235833
TUTOR
MANUELITA SÁENZ, CANTÓN QUITO, PARROQUIA ZÁMBIZA, elaborado por la
IV
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA
APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TRIBUNAL
El tribunal constituido por Ing. Marlon Ponce e Ing. Elías Ibadango.
DECLARAN: Que la presente tesis denominada: ESTUDIO GEOLÓGICO- GEOTÉCNICO
PARROQUIA ZÁMBIZA, ha sido elaborada íntegramente por la señorita Tania Maribel
Valencia Erazo, egresada de la Carrera de Geología, ha sido revisada y calificada.
Ha emitido el siguiente veredicto: Se ha aprobado el Proyecto de Tesis para su defensa oral.
En la ciudad de Quito, a los 01 días del mes de junio de 2020.
_________________________ _________________________
Ing. Marlon Ponce Ing. Elías Ibadango
MIEMBRO DEL TRIBUNAL MIEMBRO DEL TRIBUNAL
DEL TÚNEL UBICADO EN LA AUTOPISTA MANUELITA SÁENZ, CANTÓN QUITO,
V
DEDICATORIA
A ti mi Dios por mostrarme todo tu amor a lo largo de mi vida, por estar junto a mi
guiándome en todo momento ayudándome a concluir mi carrera.
A mi querido José Daniel porque llegaste para ser la luz que alumbra mi vida, con tu sonrisa
haces que mi mundo brille, te amo mi amor.
A mis padres porque me formaron como la persona que soy en la actualidad este logro se los
debo a ustedes.
VI
AGRADECIMIENTOS
A Dios por ser bueno, secaste mis lágrimas y las transformaste en gozo, me diste unos
segundos padres y la mejor hermana, mi familia los amo con todo mi corazón.
A mis padres porque me han dado lo que no tenían, con el único anhelo de verme una
profesional, este es su triunfo.
A mi hermana Katy porque al crecer juntas compartimos alegrías, tristezas, triunfos y sin
duda también peleas, supiste apoyarme en los momentos más difíciles, eres una amiga y una
persona maravillosa.
A mi tutor el Ing. Danny Burbano por ser uno de los mejores profesores que he tenido, por su
generosidad al compartir su conocimiento, estoy infinitamente agradecida por todo el apoyo
que me ha brindado.
A las personas con las que compartí las mejores etapas de mi vida y tantos años de amistad:
Mayra para mi eres una hermana y aunque ahora pocas veces nos vemos tu siempre estás en
mi mente y en mi corazón y Sary tú has estado influenciaron en mí, enseñándome el amor de
Dios.
A todas las personas que Dios ha puesto en mi camino y que ayudaron para que este sueño
se haga realidad, son realmente una bendición, con ustedes puedo ver lo bueno que es Dios.
VII
ÍNDICE GENERAL
DERECHOS DE AUTOR .................................................................................................... II
APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TUTOR .......... III
APROBACIÓN DEL TRABAJO DE TITULACIÓN POR PARTE DEL TRIBUNAL ... IV
DEDICATORIA .................................................................................................................. V
AGRADECIMIENTOS ...................................................................................................... VI
ÍNDICE GENERAL .......................................................................................................... VII
ÍNDICE DE FIGURAS ....................................................................................................... XI
ÍNDICE DE FOTOGRAFÌAS ......................................................................................... XVI
ÍNDICE DE TABLAS ....................................................................................................XVII
RESUMEN ........................................................................................................................ XX
ABSTRACT ..................................................................................................................... XXI
CAPITULO 1 ........................................................................................................................ 1
1. ANTECEDENTES ...................................................................................................... 1
Justificación ................................................................................................................. 2
Objetivos ..................................................................................................................... 2
Objetivo general ........................................................................................................... 2
Objetivos específicos ................................................................................................... 2
Alcance ........................................................................................................................ 3
Ubicación geográfica y accesos .................................................................................. 3
Clima ........................................................................................................................... 4
Características generales del trazado del túnel ............................................................ 5
CAPITULO II ....................................................................................................................... 7
2. CONTEXTO GEOLÓGICO ....................................................................................... 7
2.1 Marco geológico regional .......................................................................................... 7
2.2 Litoestratigrafía de los portales norte y sur del trazado del túnel ............................. 11
2.2.1 Portal norte, progresiva: 43+252.845 y 43+273.552 ................................................. 11
VIII
2.2.2 Portal sur, progresiva: 42+300.641 y 42+312.115 .................................................... 16
2.2.3 Resumen de la litoestratigrafía para los portales norte y sur. .................................... 21
2.3 Geología estructural .................................................................................................. 29
2.4 Geomorfología .......................................................................................................... 31
2.5 Análisis de peligros ................................................................................................... 33
2.5.1 Peligro volcánico ....................................................................................................... 33
2.5.2 Peligro sísmico .......................................................................................................... 34
CAPITULO III .................................................................................................................... 39
3 MARCO METODOLÓGICO ................................................................................... 39
3.1 Tipo de estudio ........................................................................................................... 39
3.2 Etapa de preparación .................................................................................................. 39
3.3 Análisis de información ............................................................................................ 41
3.4 Etapa de campo ......................................................................................................... 41
3.5 Etapa de laboratorio .................................................................................................. 44
3.6 Etapa de resultados .................................................................................................... 44
3.6.1 Etapa de análisis y diseño .......................................................................................... 45
CAPITULO IV .................................................................................................................... 47
4 MARCO TEÓRICO .................................................................................................. 47
4.1 Mecánica de Suelos ................................................................................................... 47
4.1.1 Descripción y clasificación de suelos ........................................................................ 47
4.2 Ensayos de laboratorio .............................................................................................. 48
4.2.1 Densidad de la masa método de la parafina ............................................................... 48
4.2.2 Ensayos de identificación .......................................................................................... 48
4.2.3 Corte directo .............................................................................................................. 49
4.2.4 Ensayo Triaxial no consolidado no drenado UU ....................................................... 49
4.3 Macizo rocoso ........................................................................................................... 50
4.3.1 Clasificación de macizos rocosos .............................................................................. 50
IX
4.3.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR) .................................................... 51
4.3.3 Índice de calidad de Barton ....................................................................................... 52
4.3.4 Clasificación geomecánica GSI (Geological Stregth Index) ..................................... 53
4.4 Correlación geomecánica entre RMR Y Q ............................................................... 53
4.5 Resistencia y deformabilidad del macizo rocoso y de las discontinuidades ............. 53
4.5.1 Criterio de rotura no lineal de Hoek y Brown- análisis de la resistencia y
deformabilidad del macizo rocoso. ..................................................................................... 54
4.6 Análisis cinemático de las discontinuidades ............................................................. 55
4.7 Estabilidad de taludes en base al índice SMR, Romana (1985) ................................ 59
4.8 Análisis de estabilidad de taludes (equilibrio limite) ................................................ 61
4.8.1 Cálculo del coeficiente de aceleración sísmica horizontal y vertical. ....................... 61
4.8.2 Propiedades Hidrogeológicas de los suelos ............................................................... 63
4.9 Métodos de excavación subterránea .......................................................................... 64
4.9.1 Metodología de excavación convencional ................................................................. 64
4.9.2 Metodología de excavación mecanizada ................................................................... 64
4.9.3 Metodología de excavación por fases ........................................................................ 66
CAPITULO V ..................................................................................................................... 68
5 PRESENTACIÓN DE DATOS Y RESULTADOS .................................................. 68
5.1 Caracterización geotécnica ........................................................................................ 68
5.1.1 Modelo geológico (perfiles transversales) ................................................................. 69
5.2 Resultados de la caracterización del macizo rocoso con RMR (Bieniawski, 1989). 69
5.3 Resistencia y deformabilidad del macizo rocoso y de las discontinuidades ............. 75
5.4 Índice SMR, romana (1985). ..................................................................................... 77
5.4.1 Resultados .................................................................................................................. 82
5.5 Análisis de estabilidad para los taludes de los portales ............................................. 85
5.5.1 Identificación de roturas, mediante análisis cinemático ............................................ 85
5.6 Modelo de estabilidad ............................................................................................... 92
X
5.6.1 Análisis de estabilidad -Equilibrio limite .................................................................. 92
5.6.2 Sostenimiento para talud de los portales norte y sur ................................................. 96
5.7 Paraguas de emboquille del túnel .............................................................................. 97
5.8 Tratamiento del talud frontal y emboquille del túnel. ............................................... 99
5.8.1 Sostenimiento para talud de los portales Norte y Sur. ............................................... 99
5.9 Análisis cinemático túnel (mecanismo de rotura: cuñas y planchas) ...................... 101
5.10 Análisis tenso-deformacional en perfiles transversales. ......................................... 105
5.10.1Modelo Tenso-Deformacional del perfil transversal-42+800 ................................. 107
5.11 Tensión vertical del terreno sobre el túnel (solicitación natural) ............................ 115
5.12 Consideraciones y análisis comparativo para la selección del método de
excavación ......................................................................................................................... 121
5.13 Diseño estructural del revestimiento y portal de los túneles ................................... 123
CAPITULO VI .................................................................................................................. 126
6. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ...................................................... 126
6.1 Conclusiones ........................................................................................................... 126
6.2 Recomendaciones .................................................................................................... 127
CAPITULO VII ................................................................................................................ 129
7. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS .................................................................... 129
8. ANEXOS ................................................................................................................. 132
XI
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1 Mapa de ubicación del trazado del túnel. Fuente Autor de la investigación. ............. 4
Figura 2 Mapa de clima. Fuente Autor de la investigación. ..................................................... 5
Figura 3 Vista isométrica del trazado del túnel, se observa de color amarillo la implantación
del trazado del túnel vial. Fuente Autor de la investigación. .................................................... 6
Figura 4 Geología simplificada del Ecuador. Fuente (Drobe, Darryl, Holly, & Janet, 2013) .. 7
Figura 5 Estratigrafía simplificada de la Cordillera Occidental. Fuente (Ordóñez, 2012) ....... 8
Figura 6 Vista 3D del NE de la región de Quito, se muestra los principales edificios volcánicos.
Fuente Autor de la investigación. .............................................................................................. 9
Figura 7. a Litoestratigrafía propuesta para el Valle Interandino Central. Basada en
información y modificado de Villagómez, 2003. b. Perfil geológico generalizando la ubicación
estratigráfica del trazado del Túnel. Fuente Autor de la investigación. ................................... 11
Figura 8 Modelo de elevación digital del Portal Norte. Fuente Autor de la investigación. ... 13
Figura 9 Mapa de pendientes del Portal Norte. Fuente Autor de la investigación. ................ 13
Figura 10 Modelo de elevación digital del Portal Sur. Fuente Autor de la investigación. ..... 18
Figura 11 Mapa de pendientes del Portal Sur. Fuente Autor de la investigación. .................. 18
Figura 12 Mapa geológico de los portales norte y sur; parámetros geotécnicos de las unidades
observadas en cada portal. Fuente Autor de la investigación .................................................. 28
Figura 13 Localización del Sistema de Fallas Quito (QFS): sección norte (elipse verde) –
sección sur (elipse amarilla), Sistema de Fallas Guayllabamba (elipse gris) y trazado de la
autopista Manuelita Sáenz (Línea roja). Fuente (Alvarado, 2012) .......................................... 30
Figura 14 Mapa de peligro volcánico. Fuente Autor de la investigación. .............................. 34
Figura 15 . Distribución de la microsismicidad local en Quito. La profundidad de los sismos
es < 20 Km, donde se muestran los perfiles A-A' y B-B' que detallan los hipocentros de los
eventos sísmicos del periodo 1994-2009. Con línea roja la autopista Manuelita Sáenz.
Modificado de Alvarado, 2012. ............................................................................................... 35
Figura 16. Magnitud de eventos sísmicos registrados en Quito. Marcado en rojo los eventos
con una misma tendencia y repetición (media de los datos sísmicos). Fuente (Alvarado,
2012) ........................................................................................................................................ 37
Figura 17. Enjambre sísmico con magnitudes mayores a 3.00 Mw en Quito. Modificado de
(Alvarado, 2012) ...................................................................................................................... 38
Figura 18 Procedimiento de obtención y encapsulado de muestras inalteradas tomadas por
medios manuales. Fuente (Geotécnia fácil, 2020) ................................................................... 43
XII
Figura 19 Muestra tomada de toba de 30* 30 cm. Fuente Autor de la investigación............. 43
Figura 20 Flujograma de etapas de estudio para el modelo geológico - geotécnico del trazado
del túnel. Fuente Autor de la investigación ............................................................................. 46
Figura 21 Diagrama del corte directo. Fuente (González de Vallejo, 2002) ......................... 49
Figura 22 Diagrama del ensayo triaxial. Fuente (González de Vallejo, 2002) ....................... 49
Figura 23 Relación entre esfuerzos principales de acuerdo con el criterio original de rotura de
Hoek y Brown (1980). Fuente (González de Vallejo, 2002) ................................................... 54
Figura 24 Esquema de rotura planar. Fuente (González de Vallejo, 2002) ............................ 56
Figura 25 Reconocimiento de discontinuidades en rotura plana vista en un estereodiagrama.
Fuente (Hoek & Bray, 1977) ................................................................................................... 56
Figura 26 Esquema de rotura plana. Fuente (González de Vallejo, 2002) ............................. 57
Figura 27 Reconocimiento de dos discontinuidades formando rotura por cuña. Fuente (Hoek
& Bray, 1977) .......................................................................................................................... 57
Figura 28 Esquema de taludes con estructuras favorables al vuelco de estratos. Fuente
(González de Vallejo, 2002) .................................................................................................... 58
Figura 29 Disposición de discontinuidades en rotura por vuelco de bloques. Fuente (Hoek &
Bray, 1977) .............................................................................................................................. 58
Figura 30 Esquema de pandeo en estratos verticalizados con flexión, y fractura de estratos.
Fuente (González de Vallejo, 2002) ........................................................................................ 58
Figura 31 Disposición de discontinuidades en rotura por pandeo. Fuente (Hoek & Bray, 1977)
.................................................................................................................................................. 59
Figura 32 Esquema de rotura en macizo rocoso intensamente fracturado. Fuente (González de
Vallejo, 2002) .......................................................................................................................... 59
Figura 33 Zonas sísmicas para propósitos de diseño y valor del factor de zona. Fuente NEC-
SE-DS, 2015 ............................................................................................................................ 62
Figura 34 Valores del coeficiente de presión intersticial, Ru, para distintas posiciones del nivel
freático en un talud en suelo. Fuente (González de Vallejo, 2002) ......................................... 64
Figura 35 Esquema de sistemas de corte con rozadoras en maniobras. Fuente (Secretaría de
Comunicaciones y Transportes, 2016) ..................................................................................... 65
Figura 36 Esquema de excavación mediante el Nuevo Método Austriaco. Fuente (Secretaría
de Comunicaciones y Transportes, 2016) ................................................................................ 66
Figura 37 Ejemplo de modelo geológico en perfiles transversales. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 69
XIII
Figura 38 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Areniscas (U-14,15) del talud del
Portal Norte. a. Análisis cinemático donde se favorece la rotura por cuña, b. Análisis
Cinemático donde se desarrolla la rotura por vuelco. Fuente: Autor de la investigación ....... 86
Figura 39 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Areniscas (U-14,15) del talud del
Portal Sur, donde se favorece la rotura por cuña. Fuente: Autor de la investigación. ............. 86
Figura 40 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Tobas (U1) del talud del Portal
Norte. a. Análisis cinemático donde se favorece la rotura planar (E-2), b. Análisis Cinemático
donde se desarrolla la rotura por vuelco. Fuente: Autor de la investigación ........................... 87
Figura 41 Talud Portal Norte- Unidad Areniscas, análisis de estabilidad para la cuña D-2/D-4.
Factor de seguridad 3.96. Fuente: Autor de la investigación ................................................... 90
Figura 42 Talud Portal Sur-Unidad Arenisca, análisis de estabilidad para la cuña D-3/D-4.
Factor de seguridad 3.42. Fuente: Autor de la investigación ................................................... 90
Figura 43 Portal Talud Norte – Unidad Areniscas. Análisis de estabilidad para rotura planar
E-2. Distribución de fuerzas desestabilizadoras a lo largo del plano de rorura. Factor de
Seguridad: 1.52 (estable). Fuente: Autor de la investigación .................................................. 91
Figura 44 Descomposición de esfuerzos y geometría del talud. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 92
Figura 45 Portal norte en terreno natural. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 93
Figura 46 Portal sur en terreno natural. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 94
Figura 47 Portal norte con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud. Software
SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación. ................................................................. 94
Figura 48 Portal Sur con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud. Software
SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación .................................................................. 95
Figura 49 Portal norte con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud + pernos
pasivos de 6 m de longitud + 15 cm de hormigón lanzado. Software SLIDE V6.005. Fuente:
Autor de la investigación. ........................................................................................................ 95
Figura 50 Portal sur con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud + pernos
pasivos de 6 m de longitud + 15 cm de hormigón lanzado. Software SLIDE V6.005. Fuente:
Autor de la investigación. ........................................................................................................ 96
Figura 51 Recomendaciones de emboquilles en túneles. Donde se ubica el tipo de paraguas y
tratamiento del talud frontal. Fuente Romana 2000 ................................................................. 99
XIV
Figura 52 a. Geometría talud portal sur. b Geometría talud portal norte. Fuente: Autor de la
investigación. ......................................................................................................................... 100
Figura 53 Taludes norte y sur cortes y detalles. Fuente: Autor de la investigación. ............ 100
Figura 54 a) Esquema de la cuña 8, favoreciendo al desarrollo de la rotura por plancha b)
Fotografía panorámica de la estratificación, típica en el sector. Fuente: Autor de la
investigación. ......................................................................................................................... 102
Figura 55 Medio estratificado, donde se observa el despegue del techo inmediato a la
excavación en relación del resto de los estratos superiores. Fuente (Abad & Huisa, 2011) . 102
Figura 56 a) Vista en 3D de las cuñas. b) Estereodiagrama, representando la cuña C-8
(inestable). Software UNWEDGE. Fuente: Autor de la investigación. ................................. 103
Figura 57 Vista isométrica, superior, frontal y lateral de las cuñas inestables, donde la cuña C-
8 es la que representa inestabilidad y riesgo en la Unidad Areniscas. Software UNWEDGE.
Fuente: Autor de la investigación. ......................................................................................... 105
Figura 58 Dirección de avance para la construcción de los túneles. Fuente: Autor de la
investigación. ......................................................................................................................... 106
Figura 59 Modelo Geológico, donde se observa la estratificación como discontinuidad
principal. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación. ............................................ 107
Figura 60 Túnel izquierdo excavado, en la bóveda se desarrolla la zona plastificada,
provocando una deformación máxima en la clave. Software Phase2. Fuente: Autor de la
investigación. ......................................................................................................................... 108
Figura 61 Túnel izquierdo excavado, en el contorno se ubica factores de seguridad. Software
Phase2. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................................ 109
Figura 62 Túnel izquierdo excavado, sostenimiento + revestimiento de túnel. Software Phase2.
Fuente: Autor de la investigación. ......................................................................................... 110
Figura 63 Excavación derecha, donde la zona plastificada se desarrolla en el pilar con
deformaciones de hasta 40 mm. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación. ......... 110
Figura 64 Excavación derecha, donde se evidencia de igual manera el avance de la
plastificación con factores de seguridad en el contorno de 0.95. Software Phase2. Fuente: Autor
de la investigación.................................................................................................................. 111
Figura 65 Sostenimiento y revestimiento en los dos túneles, se observa el desarrollo de la
plastificación en el pilar y bóveda del túnel derecho con deformaciones de hasta 24 mm.
Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................ 112
Figura 66 Factores de seguridad una vez sostenido y revestido los túneles. Software Phase2.
Fuente: Autor de la investigación. ......................................................................................... 112
XV
Figura 67 Comportamiento de la deformación total en relación con la superficie. Software
Phase2. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................................ 113
Figura 68 Diagrama de capacidad de soporte para el revestimiento constituido por perfil
HB260E en conjunto con el hormigón estructural (1 m) para tres envolventes de factor de
seguridad de 1, 1.25 y 2. Un porcentaje bajo de puntos se encuentra fuera del FS:1, su ubicación
está condicionada a un posible fallo en el hastial. Software Phase2. Fuente: Autor de la
investigación. ......................................................................................................................... 114
Figura 69 Teoría de Terzaghi (1946). Fuente (Abad & Huisa, 2011). ................................. 115
Figura 70 Relación porcentual de las unidades litoestratigráficas respecto de la longitud del
túnel. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................................... 121
Figura 71 Análisis comparativo de los principales métodos de excavación en túneles, ventajas
y desventajas frente a la aplicación en el caso del túnel propuesto para la autopista Manuelita
Sáenz. Fuente: Autor de la investigación. .............................................................................. 122
Figura 72 Geometría de los portales de entrada y salida del trazado del túnel. Fuente: Autor de
la investigación. ..................................................................................................................... 124
XVI
ÍNDICE DE FOTOGRAFÌAS
Fotografía 1 Vista Panorámica del Portal Norte. Coordenadas UTM: 788229.9940E;
9984700.6046N. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................... 12
Fotografía 2 a. Contacto entre arenisca y conglomerado. Se observa la resistencia que ofrece
el macizo a la erosión continúa por el agua de la quebrada. Este punto es donde se realizó la
Estación de calificación de la calidad de macizo rocoso, resultando con un RMR Básico de 59
(Clase III). b. Arenisca con resistencia moderada, c. Conglomerado deleznable. Fuente: Autor
de la investigación.................................................................................................................... 14
Fotografía 3 Vista Panorámica del Portal Sur. Coordenadas UTM: 787729.7735E;
9983868.5274N. Fuente: Autor de la investigación. ............................................................... 17
Fotografía 4 Litologías. a y b. Unidad coluvial. Portal Sur. Fuente: Autor de la
investigación. ........................................................................................................................... 23
Fotografía 5 Litologías. a y b. Unidad Toba-Cangahua. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación. ........................................................................................................................... 24
Fotografía 6 Litologías. a y b. Unidad Lapilli. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 24
Fotografía 7 Litologías. a y b. Unidad Conglomerado. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 24
Fotografía 8 Litologías. a y b. Unidad Brechas. Portal Sur. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 25
Fotografía 9 Litologías. a y b. Unidad Areniscas gruesas. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación ............................................................................................................................ 25
Fotografía 10 Litologías. a y b. Unidad Arcillas. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación. ........................................................................................................................... 25
Fotografía 11 Panorámica del portal sur, donde se observa la pendiente fuerte de la ladera y el
efecto de erosión hídrica formando causes estacionarios. Fuente: Autor de la investigación. 32
Fotografía 12 Corte de 30 metros en la zona de Cocotog /UTM: 789294E;9985253N), donde
se expone la secuencia estratigráfica de la Formación Chiche. Esta fotografía muestra la
disposición de los plano estratificación y su continuidad. Además, se observa la depositación
periclinal de la Fm. Cangahua. Con línea amarilla se marca el escarpe del movimiento es masa,
donde su inestabilidad se forma por rotura en vuelco. ............................................................. 89
Fotografía 13 Perforaciones para instalación de paraguas y tratamiento de talud de emboquille.
Fuente (Ramírez, 2013) ........................................................................................................... 97
XVII
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1 Coordenadas de los portales del trazado del túnel. ....................................................... 4
Tabla 2 Descripción de la estratificación presente en el Portal Norte de la Autopista Manuelita
Sáenz ........................................................................................................................................ 14
Tabla 3 Descripción de las juntas presentes en el Portal Norte de la Autopista Manuelita Sáenz
.................................................................................................................................................. 15
Tabla 4 Descripción de la estratificación presente en el Portal Sur la Autopista Manuelita
Sáenz. ....................................................................................................................................... 20
Tabla 5 Descripción de las juntas presentes en el Portal Sur de la Autopista Manuelita
Sáenz. ....................................................................................................................................... 21
Tabla 6 Descripción de las unidades geológicas presentes en el trazado del túnel de la Autopista
Manuelita Sáenz desde 42+284.428 hasta 43+300. ................................................................. 21
Tabla 7 Resumen de la lito-estratigrafía, con línea roja se señala la litología a ser excavada,
tanto para el portal Norte y Sur. ............................................................................................... 25
Tabla 8 Cronología de eventos sísmicos significativos ocurridos en Quito ............................ 35
Tabla 9 Insumos y estudios que se debería ampliar para la fase de diseño definitivo. ............ 39
Tabla 10 Características y propiedades para describir en campo para la caracterización del
macizo rocoso .......................................................................................................................... 42
Tabla 11 Parámetros de clasificación ...................................................................................... 51
Tabla 12 Calidad de macizo rocosos en relación con el índice RMR ..................................... 52
Tabla 13 Descripción de la clasificación RMR y Q de Barton ................................................ 53
Tabla 14 Clasificación geomecánica taludes SMR .................................................................. 60
Tabla 15 Medidas de corrección propuestas por el SMR (Romana, 1997). ............................ 60
Tabla 16 Factores de seguridad por corte mínimos. ............................................................... 61
Tabla 17 Valores del factor Z en función de la zona sísmica adoptada. .................................. 62
Tabla 18 Parámetros geotécnicos (bibliográficos y de laboratorio) de las unidades
cartografiadas en el área de implantación del túnel ................................................................. 68
Tabla 19 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Toba, Portal Norte. ................................................................................................................... 70
Tabla 20 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Areniscas, Portal Norte. ........................................................................................................... 71
Tabla 21 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Areniscas, Portal Sur ................................................................................................................ 72
XVIII
Tabla 22 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Brechas, Portal Sur................................................................................................................... 73
Tabla 23 Resumen de la calidad de macizo rocoso por Unidad litológica, RMR-Bieniawski,
1989.......................................................................................................................................... 74
Tabla 24 Datos procesados y obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown, Roca Fresca,
Unidad Toba............................................................................................................................. 75
Tabla 25 Datos procesados y obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown, Roca Fresca,
U. Arenisca .............................................................................................................................. 76
Tabla 26 ................................................................................................................................... 76
Tabla 27 Resumen de datos obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown para la Unidad
Toba y Arenisca. ...................................................................................................................... 77
Tabla 28 Resumen de datos obtenidos ..................................................................................... 77
Tabla 29 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Areniscas. ....................................................................................... 78
Tabla 30 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Areniscas. ....................................................................................... 79
Tabla 31 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Tobas. ............................................................................................. 80
Tabla 32 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Tobas. ............................................................................................. 81
Tabla 33 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal sur de la Unidad Tobas. ................................................................................................. 82
Tabla 34 Resumen del cálculo de SMR en la Unidad Areniscas. ............................................ 83
Tabla 35 Resumen del cálculo de SMR en la Unidad Tobas. .................................................. 83
Tabla 36 Mediadas de corrección propuetas según SMR ........................................................ 83
Tabla 37 Recomendaciones de emboquille de túneles ........................................................... 84
Tabla 38 Resumen de la orientación, buzamiento, ángulo de fricción de las discontinuidades
evidenciadas en la Unidad Areniscas. ...................................................................................... 85
Tabla 39 Resumen de roturas identificadas con el análisis cinemático en la Unidad
Areniscas. ................................................................................................................................. 87
Tabla 40 Resumen de la orientación, buzamiento, ángulo de fricción de las discontinuidades
evidenciadas en la Unidad Tobas. ............................................................................................ 87
Tabla 41 Resumen de roturas identificadas con el análisis cinemático en la Unidad Tobas. .. 88
Tabla 42 Datos para análisis de estabilidad: Unidad Areniscas .............................................. 89
XIX
Tabla 43 Datos para análisis de estabilidad: Unidad Tobas .................................................... 91
Tabla 44 Resumen de parámetros físico – mecánicos usados en el análisis de estabilidad..... 92
Tabla 45 Uso de clasificaciones geomecánicas en las boquillas de túneles. Modificado de
Romana 2000 ........................................................................................................................... 98
Tabla 46 Resumen de cuñas inestables y sus características. Unidad Areniscas ................... 104
Tabla 47 Parámetros físico- mecánicos para cada unidad geológica. .................................... 107
Tabla 48 Coberturas y tensión vertical en el límite inferior Hi de la zona Portal Sur ........... 117
Tabla 49 Coberturas y tensión vertical en el límite inferior Hi de la zona Portal Norte ...... 118
Tabla 50 Coberturas y tensión vertical en el tramo de coberturas intermedias, con referencia en
el punto de máxima cobertura en la progresiva 43+017.88 ................................................... 118
Tabla 51 Secuencias litoestratigráficas a nivel de la rasante del túnel, de acuerdo con el perfil
geológico – geotécnico .......................................................................................................... 120
Tabla 52 Presencia porcentual y longitudinal de las secuencias litoestratigráficas a lo largo de
la rasante del túnel ................................................................................................................. 120
XX
Autor: Tania Maribel Valencia Erazo
Tutor: Ing. Danny Santiago Burbano Morillo., MSc.
RESUMEN
La presente investigación tiene como objetivo realizar el estudio geológico- geotécnico del
trazado del túnel vial de la autopista “Manuelita Sáenz” en base a la caracterización geológica,
estructural y geotécnica de los materiales, entre las abscisas 42+300.641 y 43+273.552. La
información geológica de carácter regional ha sido recopilada y procesada a partir de estudios
específicos propios y levantamientos regionales ejecutados en la zona. Los modelos geológicos
definen la distribución espacial de las unidades lito-estratigráficas que conforman la
implantación del proyecto de excavación subterránea. La descripción de los modelos
geológicos se presenta a escala de semi-detalle para los portales norte y sur del túnel, los
mismos que son el resultado del procesamiento de los datos obtenidos de los levantamientos
geológicos a detalle, mediante columnas litoestratigráficas. Los parámetros geomecánicos
basados en información documental y ensayos de laboratorio característicos de las unidades
litoestratigráficas presentes en el área de influencia del proyecto fueron comparados e
interpretados, sobre la base del conocimiento de la evolución geológica que ha experimentado
la región (cuenca intramontañosa de ambiente lacustre y depositación de material piroclástico),
obteniéndose como resultado la configuración de modelos geológicos y geotécnicos, a partir
de los cuales se efectuaron los diseños a nivel de prefactibilidad de los sostenimientos y
revestimientos inherentes al túnel y sus respectivos portales. Por lo tanto, la metodología
constructiva está íntimamente relacionada con el refuerzo del túnel.
PALABRAS CLAVE: CARACTERIZACIÓN GEOLÓGICA-GEOTÉCNICA,
PARÁMETROS GEOMECÁNICOS, PREFACTIBILIDAD, SOSTENIMIENTO,
REVESTIMIENTO.
TEMA: Estudio geológico- geotécnico del túnel ubicado en la autopista Manuelita Sáenz,
cantón Quito, parroquia Zámbiza
XXI
Author: Tania Maribel Valencia Erazo
Advisor: Ing. Danny Santiago Burbano Morillo., MSc.
ABSTRACT
The current investigation aims to make a geological-geotechnical study of the road tunnel
layout of the “Manuelita Sáenz” highway, based on geological, structural and geotechnical
materials characterization, between the abscissa 42 + 300.641 and 43 + 273.552. Regional
geological information has been collected and processed from own focused studies, and
previous regional surveys carried out into the area. Geological models define the spatial
distribution of the litho-stratigraphic covering the implementation of the underground
excavation project. The description of the geological models is showed in a semi-detailed scale
for the northern and south portals of the tunnel, which are the processing result of the gotten
data detailed surveys, using lithostratigraphic columns. The geomechanical parameters based
on documentary information and laboratory tests characteristic of lithostratigraphic units,
which are into the area of influence of the project were compared and interpreted, based on the
knowledge of geological evolution occurred in the region (intra-mountain basin of lake
environment and pyroclastic material deposition), resulting in the configuration of geological
and geotechnical models, which were used to design at the prefeasibility level of the supports
and coatings inherent to the tunnel and their respective portals. Therefore, the constructive
methodology is closely related to the reinforcement of the tunnel.
KEYWORDS: GEOLOGICAL-GEOTECHNICAL CHARACTERIZATION,
GEOMECHANICAL PARAMETERS, PREFEASIBILITY, SUPPORTS, COATING.
TITLE: Geological-geotechnical study of the tunnel located on the Manuelita Saenz
highway, Quito canton, Zambiza parish
1
CAPITULO 1
1. ANTECEDENTES
La implantación del túnel vial de la Autopista Manuelita Sáenz se localiza en el
extremo oeste de la parroquia de Cocotog. Fisiográficamente se encuentra en los límites
occidentales del valle interandino, el mismo que se encuentra ubicado entre la cordillera
Occidental y Real, cuenta con estudios de la distribución espacial de sus formaciones,
estructuras y lineamientos geológicos. Además, de la evolución geológica (Villagómez,
2003), aloja depósitos volcánicos del Plioceno al Pleistoceno (Winkler et al., 2005), lo
cual constituye el modelo geológico de la zona de investigación.
La definición del modelo geotécnico, utilizará métodos empíricos los cuales están
ligados a la caracterización geomecánica del suelo y la roca (macizo rocoso), para este
material se utilizará las clasificaciones geomecánicas de mayor uso: Rock Mass Rating
(RMR Bieniawski 1989), Índice Q de Barton (rock mass quality, 1974), y el Índice de
Resistencia Geológica (GSI, 1994), estas clasificaciones presentan algunas ventajas,
como mayor grado de objetividad, permite obtener mediante sus correlaciones
establecidas parámetros del macizo rocoso y la principal ventaja es que son sencillos de
utilizar en una etapa de prefactibilidad; la caracterización geomecánica nos permite
conocer las propiedades de la matriz, de las discontinuidades y características y
deformación resistentes del macizo rocoso (Colimba , 2017)
Entre las clasificaciones geomecánicas de macizos rocosos que se van a emplear está:
la clasificación de Bieniawski, que consiste en asignar a cada tipo de terreno un índice de
calidad denominado RMR, el cual se consigue con la suma de una serie de parámetros
que están en función de la resistencia a compresión simple del material rocoso, el RQD,
el espaciamiento de las discontinuidades, la condición de las discontinuidades, la
condición del agua y la orientación de las discontinuidades. Dependiendo del estado de
las características indicadas, conseguirán una puntuación determinada y mediante la suma
de dichas puntuaciones se conseguirán unos valores, entre 0 y 100 (Castresana , 2016) y
a continuación se efectúa la corrección por orientación de discontinuidades, en función
de RMR obtenido se clasifican en cinco categorías al macizo rocoso; Barton (1974) este
sistema establece a cada terreno un índice de calidad (Q), dicho índice será mayor cuando
mejor es la calidad del macizo rocoso. Su calidad varia en escala logarítmica, siendo
2
Q=0,0001 para terrenos muy malos y Q=1000 para terrenos muy buenos (Castresana ,
2016).
El objeto de clasificar geomecánicamente el macizo rocoso donde se ubicará el trazado
del túnel, es establecer valores estimativos sobre su calidad y resistencia (Zamora, 2007).
Justificación
Uno de los mayores problemas en el diseño y construcción de un túnel vial se debe a
una exploración geotécnica mal enfocada que elude las propiedades mecánicas de los
suelos o rocas, causando posibles fallas en el túnel, seguido de un potencial colapso.
La construcción de un nuevo túnel vial ayudará a la disminución de la congestión
vehicular, para su ejecución es necesario realizar estudios geológicos geotécnicos, con el
fin de conocer las características de resistencia y deformación de los materiales (suelo o
roca) y a su vez determinar el comportamiento geomecánico del macizo rocoso, mediante
la caracterización litológica, estructural, análisis y recolección de muestras, ensayos de
laboratorio, correlación de datos existentes y levantamiento de estaciones geomecánicas.
Estos datos servirán como insumo para sugerir el sostenimiento de la obra subterránea.
Por otro lado, este estudio permite evaluar la susceptibilidad a la inestabilidad por la
interacción de factores condicionantes y desencadenantes.
Debido a la complejidad del elemento estructural, la presente investigación se enfocará
en la realización de un modelo geológico-geotécnico del trazado del túnel vial “Manuelita
Sáenz”.
Objetivos
Objetivo general
Elaborar el estudio geológico-geotécnico del trazado del túnel vial de la autopista
“Manuelita Sáenz” en base a la caracterización geológica, estructural y geotécnica de los
materiales.
Objetivos específicos
3
Elaborar el mapa geológico del trazado del túnel entre las abscisas 42+300.641 y
43+273.552 a escala 1:5000
Definir modelo geológico de la zona del trazado del túnel.
Evaluar las condiciones geomecánicas del macizo rocoso en función de estaciones
geomecánicas y columnas lito-estratigráficas.
Establecer el sostenimiento del túnel en base a las clasificaciones geomecánicas
empíricas RMR (Rock Mass Rating Bieniawski 1973; Q Barton 1974), Q (Barton,
Lien y Lude 1974) y GSI (Geological Strength Index; Hoek 1994).
Recomendar el tipo de excavación a utilizarse en el túnel vial en base a
condiciones geológicas, geotécnicas, topográficas y geométricas.
Alcance
El estudio de cualquier obra de construcción exige un conocimiento previo de las
características del terreno sobre el cual será apoyada dicha obra; este conocimiento se
adquiere por medio de una serie de investigaciones entre uno de ellos son los estudios
geológicos-geotécnicos, donde el grado de detalle que se requiriere dependerá del nivel
de investigación (anteproyecto, proyecto, etc.).
El alcance del presente estudio es a una escala semidetallada, donde se realizará la
caracterización geológica geotécnica del túnel vial de la autopista “Manuelita Sáenz”
entre el PK 42+300.641 y PK 43+273.552, a partir de datos levantados en campo:
condiciones geológicas, geotécnicas, e hidrogeológicas del trazado; clasificación y
sectorización geomecánica, propiedades y parámetros de diseño; todo este estudio se
realiza en una etapa de prefactibilidad.
Ubicación geográfica y accesos
El área de estudio se sitúa en la provincia de Pichincha, cantón Quito, parroquia de
Zámbiza correspondiente al nororiente del Distrito Metropolitano de Quito, en el barrio
San Miguel de la Comuna San José de Cocotog.
4
Figura 1 Mapa de ubicación del trazado del túnel. Fuente Autor de la investigación.
Las coordenadas de los portales de acceso norte y sur del túnel se resumen en la Tabla 1
Tabla 1 Coordenadas de los portales del trazado del túnel.
PORTAL COORDENADAS
ESTE NORTE
Norte 788229 9984700
Sur 787729 9983858
La principal vía de acceso al área del proyecto es por la Avenida Simón Bolívar, para
posteriormente tomar la calle García Moreno, que es una de las principales vías hacia la
comuna San José de Cocotog, sitio donde se realiza el estudio.
Clima
El sitio donde se implantará el proyecto del trazado del túnel de la autopista Manuelita
Sáenz, se encuentra influenciado fuertemente por el clima del Valle Interandino, el cual
se ve afectado por las masas de aire del océano (costa) y el continente (oriente),
produciendo dos estaciones lluviosas, una entre febrero y mayo y la otra entre octubre y
noviembre, con dos períodos secos (Vuille, Bradley, & Keimig, 1999), lo cual define la
5
incidencia de varios pisos climáticos importantes y característicos en la zona de estudio
(Figura 2), distinguiéndose los siguientes:
Ecuatorial Mesotérmico Semi-Húmedo: característico de la zona interandina, con
temperaturas medias anuales comprendidas entre 12 y 20º C.
Ecuatorial de Alta Montaña: característico de la zona de cordilleras Occidental y
Real, las temperaturas medias anuales se encuentran en el rango de 4 a 8º C.
Ecuatorial Mesotérmico Seco: característico del fondo de los valles de callejón
interandino, con precipitaciones inferiores a los 500 mm anuales.
Figura 2 Mapa de clima. Fuente Autor de la investigación.
Características generales del trazado del túnel
El trazado de la vía tiene una longitud de 48.12 Km, inicia en Aloag culmina en
Oyacoto. Esta vía atraviesa las poblaciones de: Tambillo, Conocoto, Cumbayá, Nayón,
Cocotog, Llano Chico, Llano Grande y Calderón; se proyecta el trazado del túnel vial
entre las abscisas 42+300 y 43+273, con una longitud de 973 m, cruzando de norte a sur
el poblado de San José de Cocotog, donde la planicie o llanura formada, está constituida
por depósitos volcánicos que limita los valles donde se desarrollan los drenajes tributarios
6
del rio San Pedro, observándose en el portal norte la quebrada de Chaquishcahuaycu y en
portal sur la quebrada Puygapapa (Figura 3).
Figura 3 Vista isométrica del trazado del túnel, se observa de color amarillo la implantación del trazado
del túnel vial. Fuente Autor de la investigación.
7
CAPITULO II
2. CONTEXTO GEOLÓGICO
2.1 Marco geológico regional
El Ecuador se ubica al Nor-Occidente del continente Sudamericano, donde varios
eventos tectónicos regionales han ocurrido desde el Mesozoico, los cuales determinaron
las condiciones geológicas y fisiográficas del país.
Tradicionalmente se ha dividido al Ecuador en tres ambientes geológicos; Costa, Sierra
y Oriente; sin embargo, en la actualidad se acepta que el Ecuador está conformado por
siete terrenos fisiográficos (Figura 4); cada uno de ellos con características geológicas
particulares y limitados por estructuras tectónicas que fueron originadas por complejos
procesos de colisión/acreción de terrenos alóctonos contra el continente (Litherland et al,
1994). Estos terrenos son: 1. Cuenca de la costa, 2. Cordillera Occidental, 3. Valle
Interandino, 4. Cordillera Real, 5. Bloque Amotape – Tahuín, 6. Cuenca Alamor –
Lancones (CAL). 7. Cuenca Oriente.
Figura 4 Geología simplificada del Ecuador. Fuente (Drobe, Darryl, Holly, & Janet, 2013)
La Cordillera Occidental está conformada por rocas volcánicas e intrusivas de
composición máfica a intermedia, relacionadas con arcos de islas y piso oceánico
8
Cretácico, acrecionados al continente; tectónicamente en contacto con depósitos marinos
(Vallejo, 2007) ,con una disposición NNE-SSO.
El basamento de esta cordillera está formado por dos terrenos de afinidad oceánica. El
más antiguo es el terreno Pallatanga, el cual es muy similar al basamento de la Costa (Fm.
Piñón), y consiste en rocas ígneas máficas y ultramáficas; el terreno más joven se
denomina Macuchi (Figura 5) que está conformado por secuencias volcano-sedimentarias
de composiciones basálticas y andesíticas con intrusiones andesíticas de alto nivel
(Hugles & Pilatasig, 2002)
Figura 5 Estratigrafía simplificada de la Cordillera Occidental. Fuente (Ordóñez, 2012)
La Cordillera Real está compuesta de rocas metamórficas del Paleozoico y granitoides
mesozoicos, cuya evolución ha sido propuesta por dos modelos: (a) Una serie de terrenos
alóctonos de oeste a este: Guamote (continental), Alao (arco de islas), Loja (continental),
Salado (arco de islas) y Amazónico (cratón continental) limitados por grandes fallas
regionales en dirección NE-SO (Aspden & Litherland, 1992). (b) Como unidades
autóctonas que comparten una historia estructural similar, donde la mayoría de las suturas
entre terrenos es reinterpretada como contactos intrusivos (Pratt, Duque, & Ponce, 2005).
9
El límite entre la Cordillera Real y el Valle Interandino lo conforma el sistema de fallas
Peltetec, el cual continúa hacia el norte como falla Romeral.
El Valle Interandino se encuentra ubicado entre la Cordillera Occidental al oeste y la
Cordillera Real al este, aloja depósitos volcánicos del Plioceno al Pleistoceno (Winkler,
y otros, 2005). Además, se puede observar pequeños xenolitos de rocas metamórficas y
rocas cristalinas máficas pertenecientes al basamento de esta depresión que se extiende a
lo largo del sistema de fallas Calacalí-Pujilí.
Figura 6 Vista 3D del NE de la región de Quito, se muestra los principales edificios volcánicos. Fuente
Autor de la investigación.
Las principales unidades geológicas que conforman la estratigrafía del Valle
Interandino, mapeadas en el trazado del proyecto del túnel de la autopista Manuelita
Sáenz, corresponde a depósitos de la cuenca de Quito y sus alrededores. En la cuenca de
Quito, las características deposicionales de la secuencia sedimentaria se componen de
lahares, depósitos fluviales y flujos piroclásticos (denominada "Unidad fluvial Quito"
después de Alvarado, 1996, o la "unidad de flujos piroclásticos" después de Jaya, 2009),
podría sugerir una correlación con la formación Chiche, identificada fuera de la cuenca
de Quito (Alvarado, 2012); (Villagómez, 2003)
A continuación, se expone las características de las formaciones geológicas que se
espera corte el trazado del túnel al momento de su construcción, información (Figura 7)
tomada principalmente de (Villagómez, 2003):
Formación Chiche (Pleistoceno Superior?): Consiste en conglomerados, areniscas
gruesas interestratificadas con tobas, aflora ampliamente en el río Chiche (Villagómez,
10
2003). El mismo autor Villagómez (2003), subdivide esta formación en al menos cuatro
miembros principales: Mb. Fluvio-lacustre I, Mb. Lahar, Mb. Fluvio-lacustre II, y Mb.
Chiche.
Miembro Fluvio-lacustre I Consiste en limolitas y tobas intercaladas con
areniscas. En la base aparecen microconglomerados con líticos andesíticos y
pómez y en el tope predominan niveles arenosos finos con estratificación cruzada.
Miembro Lahar. Consiste en flujos de lodo y menormente flujos
hiperconcentrados. Estos flujos de lodo presentan clastos de lavas y brechas
andesíticas, junto con limolitas tobáceas y localmente ignimbritas.
Miembro Fluvio-lacustre II Consiste en limolitas tobáceas blancas, diatomitas
y areniscas grises; depositadas sobre el Mb. Lahar.
Miembro Chiche Consiste en conglomerados y areniscas gruesas intercaladas
con tobas. Los clastos de los conglomerados son de andesitas piroxénicas y en
menor cantidad riolitas, junto con grawacas y obsidiana.
Formación Cangahua (Pleistoceno Superior a Holoceno?): Varios autores
coinciden en denominarla tobas alteradas, típicamente de colores amarillentos a
marrones, generalmente intercalada con caídas de ceniza, pómez, paleosuelos y en
ocasiones flujos de lodos y canales aluviales. Generalmente, la cangahua tiene textura
limo-arenosa; y localmente presenta patinas calcáreas y limonita entre los planos de
estratificación o diaclasas (Villagómez, 2003).
11
a
.
b.
Figura 7. a Litoestratigrafía propuesta para el Valle Interandino Central. Basada en
información y modificado de Villagómez, 2003. b. Perfil geológico generalizando la ubicación
estratigráfica del trazado del Túnel. Fuente Autor de la investigación.
2.2 Litoestratigrafía de los portales norte y sur del trazado del túnel
2.2.1 Portal norte, progresiva: 43+252.845 y 43+273.552
Sec
uenci
a es
trat
igrá
fica
auto
pis
ta M
anuel
ita
Sáe
nz
Ubicación
geológica del
Proyecto del Túnel
Escala gráfica
12
Se ubica al noreste de la parroquia de Cocotog, a 200m de la quebrada
Chaquishcahuaycu en el margen derecho de un drenaje de aguas servidas s/n, en el PK
43+260 (Fotografía 1), la solera del portal se proyecta estar en la cota 2385 msnm (Figura
8), morfológicamente se ubica en la estribación nororiental de uno de los flancos de la
meseta de Cocotog. Además, esta zona se caracteriza por valles en “V” profundos,
presenta un relieve abrupto con pendientes superiores a los 45° (Figura 9).
Fotografía 1 Vista Panorámica del Portal Norte. Coordenadas UTM: 788229.9940E; 9984700.6046N.
Fuente: Autor de la investigación.
Geológicamente, el portal norte se encuentra entre dos secuencias sedimentarias, desde
la base corresponde a una serie de rocas sedimentarias sub-horizontales de tobas,
areniscas, conglomerados, arenas sueltas, niveles finos de arcilla y coluviales, los cuales
son deleznables, sin embargo, en ocasiones las areniscas y tobas llegan a comportarse
como una roca blanda (R2) y moderadamente dura (R3), está secuencia tiene una ligera
meteorización, con espesores variables de centimétricos a métricos y una continuidad de
rumbo y buzamiento muy altas. Hacia el techo en cambio dominan rocas sedimentarias
de caída (periclinal) principalmente de Cangahua, localmente se encuentra intercalada
por niveles de lapilli y pómez.
13
Figura 8 Modelo de elevación digital del Portal Norte. Fuente Autor de la investigación.
Figura 9 Mapa de pendientes del Portal Norte. Fuente Autor de la investigación.
La estructura de mayor dominio es la estratificación, la misma que se caracteriza por
ser subhorizontal en la secuencia sedimentaria de la Formación Chiche con un rumbo
preferencial en sentido O-E y buzamientos muy bajos hacia el S y N (Tabla 2), además
presentan un espaciado de juntas (60 a 200 mm), continuidades en rumbo y buzamiento
muy altas (>20m), aberturas abiertas (0,5 a 2.5 mm), rugosidad de tipo plana rugosa y la
mayoría sin relleno (Anexo 5). En el caso de la Formación Cangahua la estratificación es
variable puesto que la depositación es periclinal, sin embargo, en el portal norte indica un
rumbo preferencial NO-SE y buzando hacia el NE, dirección similar al de la ladera (Tabla
14
2), presenta rellenos duros <5mm de óxidos y carbonato de calcio de espesores entre 0.1
a 1mm.
Las juntas son poco ocurrentes en esta zona, se encuentran cortando a las dos
formaciones y presentan una dirección preferencial en sentido NO-SE con buzamientos
intermedios (Tabla 3), además presentan un espaciado de moderadamente juntas (200 a
600 mm), continuidades en rumbo y buzamiento medias (3 a 10m), aberturas abiertas y
moderadamente abiertas, rugosidad de tipo plana rugosa y la mayoría con relleno de
carbonato de calcio, arena, arcilla y limos (Anexo 5).
La mayoría de los materiales se comportan como suelo, sin embargo, en las areniscas
y tobas la calidad del macizo rocoso en superficie es moderadamente resistente, ligera
meteorización y poco fracturado. Según los datos de campo estos dos materiales tienen
un RMR básico entre 59 a 63, lo que indica una roca de calidad tipo III (Fotografía 2).
Fotografía 2 a. Contacto entre arenisca y conglomerado. Se observa la resistencia que ofrece el macizo a
la erosión continúa por el agua de la quebrada. Este punto es donde se realizó la Estación de calificación
de la calidad de macizo rocoso, resultando con un RMR Básico de 59 (Clase III). b. Arenisca con
resistencia moderada, c. Conglomerado deleznable. Fuente: Autor de la investigación.
Tabla 2 Descripción de la estratificación presente en el Portal Norte de la Autopista
Manuelita Sáenz
Secuencia Materiales Simbología Estructuras Depositación
Techo
Toba -Cangahua U1 356/08;
006/41;
013/36;
Periclinal
Lapilli U2
b.
c. a
15
Base
Toba -Cangahua U1
015/09;
035/46
Arenisca gruesa U14
237/10;
217/05;
230/05;
212/09;
185/07;
192/04;
330/02;
345/10;
356/14;
334/08;
351/05;
334/03;
031/02
Estratificación subhorizontal
Toba U1
Arenisca gruesa U14
Toba U1
Conglomerado U11
Arenisca gruesa U14
Arena volcánica U5
Conglomerado U11
Arcilla U18
Conglomerado U11
Arena volcánica U5
Arenisca gruesa U14
Toba U1
Conglomerado U11
Toba U1
Tabla 3 Descripción de las juntas presentes en el Portal Norte de la Autopista Manuelita
Sáenz
Secuencias Formación Estructuras Estéreodiagrama
Techo
Formación
Cangahua
232/83;
082/53;
16
Base
Formación
Chiche
265/65;
015/74;
036/42;
222/55;
235/54;
251/54;
265/63;
205/76;
162/68;
153/51;
178/67
2.2.2 Portal sur, progresiva: 42+300.641 y 42+312.115
Se encuentra ubicado al sur de la parroquia de Cocotog en el flanco izquierdo de la
quebrada Puygapapa, en el PK 42+306 (Fotografía 3), la solera del portal se proyecta en
la cota 2348 msnm (Figura 10), morfológicamente se ubica en la estribación suroccidental
de uno de los flancos de la meseta de Cocotog, además esta zona se caracteriza por valles
en “V” profundos, presenta un relieve abrupto con pendientes superiores a los 45°(Figura
11) el cual es un factor condicionante de alta relevancia para la generación de
movimientos en masa de diferentes tipologías, en esta zona son comunes y en este portal
se ha definido depósitos coluviales de pequeña y mediana dimensión, además de zonas
de desprendimientos de materiales.
17
Fotografía 3 Vista Panorámica del Portal Sur. Coordenadas UTM: 787729.7735E; 9983868.5274N.
Fuente: Autor de la investigación.
Geológicamente, el portal sur se encuentra entre dos secuencias sedimentarias, desde
la base corresponde a una serie de rocas sedimentarias sub-horizontales entre tobas,
areniscas, conglomerados de matriz soportada, brechas, arenas sueltas, niveles finos de
arcilla y coluviales, los cuales son deleznables, sin embargo, en ocasiones la arenisca,
brecha y toba llegan a comportarse como una roca blanda (R2) y moderadamente dura
(R3). La secuencia tiene una ligera meteorización, presenta espesores variables de
centimétricos a métricos, se caracteriza por una continuidad de rumbo y buzamiento
mayor a los 20m. Hacia el techo en cambio dominan rocas sedimentarias de caída
(periclinal), consiste principalmente de toba de un tamaño limoso denominada Cangahua,
además se encuentra intercalada por niveles de lapilli y pómez.
18
Figura 10 Modelo de elevación digital del Portal Sur. Fuente Autor de la investigación.
Figura 11 Mapa de pendientes del Portal Sur. Fuente Autor de la investigación.
Las estructuras de mayor dominio es la estratificación, la misma que se caracteriza por
ser subhorizontal en la secuencia sedimentaria de la Formación Chiche con un rumbo
preferencial en sentido O-E y buzamientos muy bajos hacia el SO (Tabla 4), además
presentan un espaciado de juntas (60 a 200 mm), continuidades en rumbo y buzamiento
muy altas (>20m), aberturas abiertas (0,5 a 2.5 mm), rugosidad de tipo plana rugosa y la
19
mayoría sin relleno (Anexo 5). En el caso de la Formación Cangahua la estratificación es
variable puesto que la depositación es periclinal, presenta rellenos duros <5mm de óxidos
y carbonato de calcio de espesores entre 0.1 a 1mm.
Las juntas son poco ocurrentes en esta zona, se encuentran cortando a las dos
formaciones y presentan una dirección preferencial en sentido NO-SE con buzamientos
intermedios (Tabla 5), además presentan un espaciado de (600 a 2000 mm), continuidades
en rumbo y buzamiento bajas y medias (1 a 3m y 3 a 10m), aberturas moderadamente
abiertas, rugosidad de tipo plana rugosa y la mayoría con relleno de carbonato de calcio,
arena, arcilla y limos (Anexo 5).
La mayoría de los materiales se comportan como suelo, sin embargo, en la arenisca y
tobas la calidad del macizo rocoso en superficie es moderadamente resistente, ligera
meteorización y poco fracturados, según los datos de campo estos dos materiales tienen
un RMR entre 59 a 69, lo que indica una roca tipo III.
20
Tabla 4 Descripción de la estratificación presente en el Portal Sur la Autopista
Manuelita Sáenz.
Secuencia Materiales Simbología Estructuras Depositación
Techo
Base
Coluvial C
-------
-------
Toba -
Cangahua U1
Periclinal Lapilli U2
Toba -
Cangahua U1
Brecha U13
185/08;
188/08;
185/11;
204/06;
197/05;
200/05;
210/06;
195/08;
180/08;
200/09;
195/06;
183/06
Estratificación subhorizontal
Arenisca
gruesa U14
Brecha U13
Arena
volcánica U5
Arenisca
gruesa U14
Conglomerad
o U11
Toba U1
Ceniza U3
Brecha U13
Toba U1
Arenisca
gruesa U14
Toba U1
Arena
volcánica U5
Toba U1
Lapilli U2
21
Tabla 5 Descripción de las juntas presentes en el Portal Sur de la Autopista Manuelita
Sáenz.
Secuencias Formación Estructuras Estéreodiagrama
Techo
Base
Formación
Cangahua 185/61;
169/55;
220/70;
233/02;
226/65;
182/65;
230/80;
311/71;
105/62;
294/83
Formación
Chiche
2.2.3 Resumen de la litoestratigrafía para los portales norte y sur.
Las unidades geológicas existentes en el trazado del túnel de la Autopista Manuelita
Sáenz se describen en la Tabla 6.
Tabla 6 Descripción de las unidades geológicas presentes en el trazado del túnel de la
Autopista Manuelita Sáenz desde 42+284.428 hasta 43+300.
Unidades
geológicas
Espesor
(m) Descripción Resistencia SUCS
Coluvial (C) 3 - 8
Color café grisáceo, no presenta materia orgánica, matriz
soportada de mal sorteo, clastos (60%) y matriz (40%), la
matriz se compone de andesitas y pómez de tamaño areno-
limoso, mientras que los clastos son de andesitas, pómez y
tobas de colores gris, rojizo, blanco y café claro, presentan
formas subangulosas - subredondeadas, llegan a medir hasta
40cm y en promedio 5 cm. En estado natural se encuentra seca,
no presenta estructuras, friable, media - baja cohesión,
resistencia S1-S2 y su matriz no tiene plasticidad, se presenta
el material de manera caótica. Fotografía 4
S1-S2 GP
Toba (U1) 5 - 12
Presenta un color crema blanquecino, no presenta materia
orgánica, el material tiene un buen sorteo, matriz (90%) y
líticos (10%), la matriz se compone de ceniza de tamaño areno
limoso, mientras que los líticos son de andesita, pómez de
tonalidad gris azulada y blancas con formas angulosas a
S2-S3 ML
22
subangulosos de hasta 1cm, en promedio miden 2mm,
ocasionalmente presenta micas y patinas de carbonato. Este
nivel se encuentra seco naturalmente y se estima un espesor
mayor que puede llegar a los 25m, tiene cohesión media-alta,
poco friable, resistencia S2-S3, estructura masiva, levemente
fracturada, muy baja plasticidad, no se observa gradación, es
muy porosa. Se deposita de manera periclinal.
Las tobas que forman parte de la Formación Chiche presentan
características similares a las tobas superficiales (Cangahua),
sin embargo, en algunos niveles presenta en su matriz
laminaciones y el porcentaje de clastos aumenta. Fotografía 5
Lapilli (U2) 0.9-1
Color blanquecino, clasto soportada de pómez de tamaño
arenoso, clasto soportada, con buen sorteo, la matriz (2%) y
los clastos (98%), llegan a medir hasta 3cm, en promedio
miden 1.5cm, tienen formas subangulosas - angulosas. Se
encuentran seco, tiene una media cohesión, poco friable,
resistencia S2-S3, levemente fracturado, carece de plasticidad,
se encuentra muy localizado e intercalado en la U1. Fotografía
6
S2-S3 SW
Ceniza (U3) 2-2.5
Presenta un color crema blanquecino, matriz soportada de
buen sorteo, con tamaño arena-limosa de matriz (98%) y
clastos (2%), se componen de andesitas y pómez de tonalidad
gris y blanca, los clastos son de tamaño grava de hasta 3mm,
en promedio miden 1mm, tienen formas subangulosas -
angulosas. El material se encuentra seco naturalmente, baja
cohesión, muy friable y disgregable, resistencia S1-S2,
estructura en forma de estrato subhorizontal, muy baja
plasticidad.
S1-S2 CL
Conglomerado
(U11) 1– 11
Color gris oscuro, clasto soportado, buen sorteo, matriz (2%)
y los clastos (98%), de andesitas de color gris azulado y rojizo,
la matriz tiene un tamaño de arena, mientras que los clastos de
grava y llegan a medir hasta 40cm, en promedio miden 6 cm,
tienen formas subredondeados - redondeados y en ocasiones
subangulosas. El material se encuentra seco naturalmente, se
presenta con un estrato subhorizontal, tiene muy media - baja
cohesión, resistencia S2-S3, con pocas fracturada, no tiene
plasticidad. Fotografía 7
S2-S3 GW/GP
Brechas (U13) 1-3
Color gris oscuro, clasto soportado, buen sorteo, con tamaño
arena media, matriz (5%) y clastos (95%), se componen de
andesitas de tonalidad gris, la matriz es de tamaño arenoso y
S4-S5 GW
23
los clastos de tamaño grava de hasta 5cm, en promedio miden
1cm, tienen formas subangulosas - angulosas. El material se
encuentra seco naturalmente, media - alta cohesión, poco
friable, resistencia S4-S5, estructura en forma de estrato
subhorizontal, fracturada, no tiene plasticidad, presenta niveles
finos de arena. Fotografía 8
Arenisca
Gruesa (U14) 1-11
Presentan varios niveles de espesor variable, color gris oscuro,
no presenta materia orgánica, clasto soportado de buen sorteo,
matriz (2%) y los clastos (98%), tamaño arena media-gruesa
de andesitas de tonalidad gris azulado y rojizo, llegan a medir
hasta 5mm, en promedio miden 2mm, tienen formas
subangulosas - subredondeados. Los niveles se encuentran
secos naturalmente, tiene una media-alta cohesión, no es
friable, resistencia S3-S4, estructura a manera de estrato
laminado, con presencia de fracturas, consistencia muy firme,
no tiene plasticidad, no se observa gradación. Fotografía 9
S3-S4 SM
Arena
volcánica (U5) 0.4–1
Color gris oscuro, no tiene materia orgánica, matriz soportada
de buen sorteo, matriz (100%) de tamaño arenoso, se compone
de andesitas de granos con formas subangulosas a angulosas,
el tamaño es de 2 mm y como máximo 4mm. El material se
encuentra seco naturalmente, baja cohesión, resistencia S0-S1,
estructura a manera de estrato subhorizontal, no tiene
plasticidad.
S0-S1 SW
Arcilla (U18) 0.3–0.5
Color blanquecino, no tiene materia orgánica, matriz soportada
de buen sorteo, matriz (100%) de tamaño arcillo-limoso. El
material se encuentra seco, media-baja cohesión, resistencia
S2-S3, estructura a manera de estrato su horizontal, baja -
moderada plasticidad. Fotografía 10
S1-S2 ML
Fotografía 4 Litologías. a y b. Unidad coluvial. Portal Sur. Fuente: Autor de la investigación.
24
Fotografía 5 Litologías. a y b. Unidad Toba-Cangahua. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación.
Fotografía 6 Litologías. a y b. Unidad Lapilli. Portal Norte. Fuente: Autor de la investigación
Fotografía 7 Litologías. a y b. Unidad Conglomerado. Portal Norte. Fuente: Autor de la investigación
25
Fotografía 8 Litologías. a y b. Unidad Brechas. Portal Sur. Fuente: Autor de la investigación
Fotografía 9 Litologías. a y b. Unidad Areniscas gruesas. Portal Norte. Fuente: Autor de la
investigación
Fotografía 10 Litologías. a y b. Unidad Arcillas. Portal Norte. Fuente: Autor de la investigación.
En la Tabla 7 se resumen en orden secuencia de depositación las unidades litológicas
cartografiadas en los portales Norte y Sur.
Tabla 7 Resumen de la lito-estratigrafía, con línea roja se señala la litología a ser
excavada, tanto para el portal Norte y Sur.
Ubicación Progresiva Litología Simbología Potencia Ubicación Túnel
PORTAL
NORTE 43+252.845
Areniscas U14-15 1.68 Sobre la bóveda
Toba U1 1.17 Sobre la bóveda
26
Areniscas U14-15 1 Sobre la bóveda
Toba U1 3 Sobre la bóveda
Conglomerado U11 10.67 Sobre la bóveda
Areniscas U14-15 11.42 Excavación/Cimentación
Arena Volc. U5 0.41 Excavación/Cimentación
Conglomerado U11 3.73 Bajo cimentación
Arena Volc. U5 0.47 Bajo cimentación
Areniscas U14-15 2.57 Bajo cimentación
43+273.552
Areniscas U14-15 11.42 Excavación/Cimentación
Conglomerado U11 3.73 Bajo cimentación
Arena Volc. U14-15 0.47 Bajo cimentación
Areniscas U5 2.57 Bajo cimentación
PORTAL
SUR
42+300.641
Toba U1 4.85 Sobre la bóveda
Brechas U13 2.78 Sobre la bóveda
Areniscas U14-15 1.89 Excavación
Brechas U13 0.74 Excavación
Arena Volc. U5 0.9 Excavación
Areniscas U14-15 0.9 Excavación
Conglomerado U11 0.87 Excavación
Toba U1 1.26 Excavación
Ceniza U13 2.02 Cimentación
Brechas U13 0.29 Bajo cimentación
Toba U1 0.87 Bajo cimentación
Areniscas U14-15 0.69 Bajo cimentación
Toba U1 1.18 Bajo cimentación
42+312.115
Toba U1 4.85 Sobre la bóveda
Brechas U13 2.78 Excavación
Areniscas U14-15 1.89 Excavación
Brechas U13 0.74 Excavación
Arena Volc. U5 0.9 Excavación
Areniscas U14-15 0.9 Excavación
Conglomerado U11 0.87 Excavación
Toba U1 1.26 Excavación
Ceniza U13 2.02 Cimentación
Brechas U13 0.29 Bajo cimentación
Toba U1 0.87 Bajo cimentación
Areniscas U14-15 0.69 Bajo cimentación
Toba U1 1.18 Bajo cimentación
A continuación, se presenta la planta geológica con las unidades litoestratigráficas
cartografiadas:
27
28
Figura 12 Mapa geológico de los portales norte y sur; parámetros geotécnicos de las unidades observadas en cada portal. Fuente Autor de la investigación
29
2.3 Geología estructural
La zona de estudio se encuentra controlada principalmente por el QFS (sistema de fallas
de Quito), la cual es una serie de fallas inversas ubicadas en el callejón interandino, que limita
la cuenca al este (Soulas, Eguez, Yepes, & Pérez, 1991). Al norte de la ciudad, el QFS se
desdobla y ambos trazos se amortiguan contra una falla sinestral local. Al sur de Quito, el
salto disminuye rápidamente, a partir de Amaguaña; para este sistema se proponen
parámetros sismogénicos como: la extensión cartográfica del accidente, de aproximadamente
45 Km y la estimación del buzamiento, entre 30° y 45° (Alvarado, 2012). El QFS (Figura 13)
posee dos secciones: norte y sur.
Sección Norte: Forma una amplia flexión asimétrica con un flanco escarpado al este. En
relación con la geometría de esta sección, se establece el fallamiento inverso con componente
dextral, cuya longitud está comprendida entre los 17.5 a 18.5 Km con dirección N4°E ± 22°
y buzamiento de 60°O, con tasa de desplazamiento de 0.2-1 mm/a (Egüez, y otros, 2003).
Sección Sur: Geométricamente se define como fallamiento inverso con componente
dextral, que posee una longitud de 15-15.7 Km en una dirección de N16°E ± 19° y
buzamiento de 60°O (Egüez, y otros, 2003).
30
Figura 13 Localización del Sistema de Fallas Quito (QFS): sección norte (elipse verde) – sección sur (elipse
amarilla), Sistema de Fallas Guayllabamba (elipse gris) y trazado de la autopista Manuelita Sáenz (Línea
roja). Fuente (Alvarado, 2012)
Estructuralmente las unidades: Pisque (Lavas y tobas), San Miguel (Sedimentos
lacustres), Guayllabamba (Tobas y lavas), Chiche (lahares, depósitos aluviales y
piroclásticos) y Cangahua (Tobas, ceniza y depósitos de caída), se encuentran deformadas
(Moposita, 2018)
Durante la cartografía geológica se evidencio localmente deformaciones del tipo frágil y
dúctil que se ven reflejados con la presencia de elementos estructurales geológicos de primer
y segundo orden a escalas macro, meso y microscópicas del tipo estratificaciones, fallas,
diaclasamiento y ocasionalmente pliegues abiertos, que afectan principalmente a los
depósitos de la Formación Chiche. Hay que tener en consideración que la discontinuidad de
31
mayor relevancia que afectará a la estabilidad del macizo rocoso es la estratificación, debido
a la gran persistencia (continuidad rumbo y buzamiento) e inclinaciones sub-horizontales,
convirtiéndose en el principal plano de debilidad por mantener una cohesión y ángulo de
fricción baja conllevando a la disminución de la resistencia al corte.
La génesis del depósito sedimentario (disposición y la tasa de sedimentación) obliga al
desarrollo de una estratificación continúa donde los niveles o paquetes sedimentarios
(consolidados y no consolidados) presenta un espesor entre 10 a 30 cm, lo que conllevaría al
desarrollo de inestabilidad por caída de planchas.
Por otro lado, las fallas y diaclasas son estructuras muy puntuales (poco frecuentes) y
levemente desarrolladas pero su presencia no debe ser menospreciada al ser potenciales
planos que condicionan la estabilidad de la obra subterránea, con la formación de cuñas.
Para comprender el modelo geológico-estructural de área de implantación del trazado del
túnel, se realizó el análisis estructural de las unidades cartografiadas en base a los datos
obtenidos en levantamientos geológicos y de detalle, donde se colectaron alrededor de 160
datos estructurales (estratificación, diaclasas y fallas).
2.4 Geomorfología
Fisiográficamente el trazado del túnel vial “Manuelita Sáenz”, ubicado en la Comuna San
José de Cocotog se encuentra en los límites occidentales del valle interandino. La morfología
en la zona donde se plantea la excavación subterránea (túnel vial) es de tipo llanura de
depósitos volcánicos con pendientes muy bajas a bajas (2% al 15%) lo cual ha permitido el
crecimiento urbanístico horizontal acelerado durante la última década. La morfología se
asemeja a una meseta alargada de 700 metros de ancho y 3500 m de largo, la cual se encuentra
limitada por dos quebradas disectadas por influencia de erosión fluvial (Fotografía 11). El
afluente colindante con el portal sur es conocido como la quebrada Puygapapa; esta presenta
un valle con una diferencia de altura entre 160-170 m y la red hídrica aledaña al portal norte
lleva el nombre de quebrada Chaquishcahuaycu, donde la profundidad del cauce en relación
topografía plana alargada esta entre los 90 a 100 m de altura.
La elevación en la zona plana varía entre 2640 a 2465 msnm y en los valles o cauces de
las quebradas entre 2377 (Portal Norte) y 2340 (Portal Sur). Esta diferencia de cota en los
32
bordes de la meseta configura laderas con pendientes fuertes (30-70%) donde se desarrollan
movimientos en masa del tipo rotacional y combinados poco profundos con roturas de hasta
10 metros.
La geodinámica externa y sus correspondientes procesos erosivos han incidido
fuertemente en este sector, provocando una intensa erosión de los depósitos volcano –
sedimentarios, formando relieves abruptos, que definen valles amplios y localmente
estrechos y profundos limitados por cuchillas sub-redondeadas que en conjunto marcan un
drenaje paralelo. Además, los sistemas de fallas regionales - locales (Falla de Quito, Falla
Botadero) y sus litologías propensas al intemperismo, han generado zonas en las cuales las
unidades geológicas experimentan una marcada reducción de su resistencia, razón por la cual,
se generan extensas zonas vulnerables a los procesos erosivos (cauces de las quebradas),
fuertemente dependientes de las condiciones climáticas (invierno y verano) dominantes en
las laderas, formando valles disectados en forma de V con laderas vertientes con dirección
E-O.
Fotografía 11 Panorámica del portal sur, donde se observa la pendiente fuerte de la ladera y el efecto de
erosión hídrica formando causes estacionarios. Fuente: Autor de la investigación.
Portal Sur
cárcavas de
erosión
Drenaje
estacional
33
En este contexto morfológico, los procesos geodinámicos denudativos son dominantes y
los procesos acumulativos son muy limitados, ya que las fuertes pendientes del curso superior
y medio no permiten la acumulación excesiva de materiales sueltos debido a que el agua
discurre con gran energía; es frecuente el desarrollo de cascadas sobre el lecho de los cauces
fluviales que no permiten la acumulación de materiales sueltos. Una limitada acumulación
de sedimentos ocurre en el cauce y riveras de las quebradas.
2.5 Análisis de peligros
2.5.1 Peligro volcánico
El trazado del túnel vial de la autopista Manuelita Sáenz, ubicado en la Comuna San José de
Cocotog, está rodeado por volcanes de edad cuaternaria que incluyen volcanes activos,
potencialmente activos e inactivos (Figura 14). Entre los volcanes inactivos se encuentran el
volcán Casitagua al noroeste, el Rucu Pichincha al oeste, el Ilaló al sur y el Puntas al este,
entre potencialmente activo está el volcán Pululahua al norte y en activos se encuentran el
volcán Guagua Pichincha al oeste del trazado del túnel de la autopista Manuelita Sáenz (IG-
EPN, 2019).
Producto de la actividad de los volcanes activos y potencialmente activos existen flujos
piroclásticos, caída de ceniza y lahares en varios drenajes de la zona. La caída de ceniza
afecta principalmente al norte del área de estudio teniendo depósitos del Pululahua de 5 y 25
cm, así como caída de ceniza del Guagua Pichincha con depósitos de 5 y 25 cm. Los lahares
abarcan la mayor área en comparación a los flujos piroclástico, siendo estos los de mayor
afectación alrededor del trazado del túnel.
Los volcanes con mayor influencia alrededor del trazado del túnel son el Guagua Pichincha
y el Pululahua.
34
Figura 14 Mapa de peligro volcánico. Fuente Autor de la investigación.
2.5.2 Peligro sísmico
El factor sísmico es de gran importancia debido a que nuestro país está ubicado en el margen
continental activo del cinturón de fuego del pacífico, donde existen importantes sistemas de
fallas a lo largo del territorio.
En relación con la microsismicidad del QFS, se registra gran cantidad de eventos sísmicos a
lo largo de todo el sistema, con un total de 1758 eventos para el período 1994-2009, cuyas
magnitudes oscilan entre 3.0 a 5.3 Mw, a profundidades menores de 20 Km (Figura 15), lo
que confirma la alta sismicidad superficial que se produce en estas estructuras tectónicas
(Alvarado, 2012).
35
Figura 15 . Distribución de la microsismicidad local en Quito. La profundidad de los sismos es < 20 Km, donde
se muestran los perfiles A-A' y B-B' que detallan los hipocentros de los eventos sísmicos del periodo 1994-
2009. Con línea roja la autopista Manuelita Sáenz. Modificado de Alvarado, 2012.
Cronología de eventos sísmicos representativos en quito
De acuerdo con los registros escritos y estudios pertinentes acerca de la sismicidad en la
capital, se nota una amplia actividad sísmica relacionada al tectonismo en Quito. La actividad
sísmica, cuenta con un primer registro durante el siglo XVI, donde ocurre un evento en San
Antonio de Pichincha en el año 1587 provocando gran destrucción en las cercanías de esta
localidad (Morales, 2017). En la capital se han registrado alrededor de 11 eventos
significativos a partir del siglo XVI, con sismos de magnitudes que oscilan entre IV-VIII
(Tabla 8).
Tabla 8 Cronología de eventos sísmicos significativos ocurridos en Quito
No. Fecha Epicentro Intensidad Magnitud Descripción Fuente
1 31/08/1587 San Antonio
de Pichincha VIII 6.4 Mw
Gran destrucción en
las cercanías de San
Antonio de Pichincha
y pueblos vecinos.
IG-EPN,
2013.
2 1662 Quito VI ---
En la fachada de la
iglesia San Agustín se
lee: “Año de 1660,
reventó el volcán de
Morales,
C., 2017.
36
Pichincha. Año 1662,
ocurrió el terremoto”.
3 26/04/1755 Quito VII ---
Movimiento fuerte y
súbito seguido de
réplicas menores por
varios días.
Yepes, H.,
2015.
4 28/04/1755 Pichincha VIII ---
Se producen serios
daños en edificios
públicos y viviendas
en Quito.
Egred, J.,
2016.
5 1787 Quito VI --- Daños menores en las
iglesias de la época.
Yepes, H.,
2015.
6 31/08/1797
Guayllabamba
--- 6.4 Mw
Destrucción en el
norte de la provincia
de Pichincha,
especialmente San
Antonio, Pomasqui,
Guayllabamba.
Sangurima,
K., 2013
7 22/03/1859 Quito
--- 7.2 Mw
Graves daños en
edificios, iglesias y
casas de Quito.
Duración de 1 a 2
minutos. Sentido casi
en todo el país.
IG-EPN,
2013.
8 16/05/1923 Quito VI ---
Un patrón de daños
más acentuados en las
iglesias de Quito
Morales,
C., 2017.
9 25/07/1929 Pichincha --- ---
Desde Tambillo la
carretera sufrió serios
efectos, a causa de los
derrumbes y deterioro
de los puentes
IG-EPN,
2013.
10 09/08/1938
El Tingo -
Sangolquí
(Valle de Los
Chillos)
VIII 6.00 Mw
± 0.4
Destrucción
considerable en los
poblados de El Tingo,
Alangasí y Sangolquí.
La aceleración sísmica
del evento fue de
290.66 cm/seg2 (0.29
g) a una profundidad
de 11.11 ± 3.47 Km.
Moposita,
R., 2018.
37
11 10/08/1990 4 km al NE de
Pomasqui ---
5.0-5.3
Mw
Sismo somero, 900
viviendas afectadas
con un costo de
reparación de
alrededor de 770
millones de sucres.
Daños a monumentos
e iglesias coloniales en
las zonas de Pomasquí,
San Antonio de
Pichincha y Calderón
IG-EPN,
2011.
Algunos parámetros sísmicos sobre la fenomenología de los eventos no han sido detallados aún. Se destaca que
los terremotos de: 31/08/1587, 31/08/1797, 22/03/1859 y 09/08/1938 son los sismos con mayor magnitud e
intensidad (subrayados en color amarillento).
De acuerdo con (Beauval, y otros, 2013) en el catálogo sísmico del Instituto Geofísico
(IG-EPN), en la capital se registran un total de 447 sismos con magnitudes mayores a 3.0
Mw (Figura 17), dichos sismos se encuentran dentro de un rango de magnitud comprendido
entre 3.00 a 6.0 Mw, desde 1938 hasta 2017. La sismicidad se localiza en el trazo estructural
del QFS, los sismos registrados frecuentemente oscilan entre los 3.00 a 4.0 Mw de magnitud,
con una media de 3.4 Mw (Figura 16), a una profundidad comprendida entre los 12 a 20 Km,
lo que refiere un mecanismo sismo genético somero. (Alvarado, 2012)
Figura 16. Magnitud de eventos sísmicos registrados en Quito. Marcado en rojo los eventos con una misma
tendencia y repetición (media de los datos sísmicos). Fuente (Alvarado, 2012)
38
Figura 17. Enjambre sísmico con magnitudes mayores a 3.00 Mw en Quito. Modificado de (Alvarado, 2012)
Peligros potenciales
Los movimientos del terreno se dan por procesos geodinámicos que afectan la superficie
terrestre, entre los procesos geológicos con mayor influencia en el trazado de la vía
“Manuelita Saenz”, se encuentran la sismicidad, vulcanismo y precipitaciones que puede
producir deslizamientos y desprendimientos en las laderas, hundimientos, subsidencias, etc.
(González de Vallejo, 2002)
39
CAPITULO III
3 MARCO METODOLÓGICO
3.1 Tipo de estudio
La investigación es cuantitativa y analítica, porque estará basado en datos de campo
(Geología) y clasificaciones geomecánicas (Geotecnia), donde se deberá cuantificar las
propiedades de los materiales con el fin de emplearlos en el estudio geológico- geotécnico
del trazado del túnel a nivel de prefactibilidad, además de proveer la estabilidad del mismo.
Para el desarrollo del proyecto de investigación se debió cumplir con las siguientes etapas
que se resumen en el flujograma (Figura 20)
3.2 Etapa de preparación
Corresponde a la recopilación y análisis bibliográfico de estudios previos, esta etapa
sintetiza la situación actual del conocimiento geológico del área de estudio, donde para el
desarrollo de la investigación es necesario disponer insumos de partida, que permitirán
comprender el comportamiento de los materiales geológicos al ser excavado. A continuación,
se describen los estudios realizados y los que se debería ampliar en fase de diseño definitivo,
su justificación y su alcance (Tabla 9).
Tabla 9 Insumos y estudios que se debería ampliar para la fase de diseño definitivo. Temática Alcance Justificación
TOPOGRAFÍA
(Anexo 1)
Proveer a los diseñadores las
herramientas cartográficas y
topográficas (planos, perfiles,
pendientes, morfología,
deformaciones del terreno, rasgos
estructurales)
Obtener curva de nivel, con un índice de curva
cada 1 m
Ubicar las investigaciones (estaciones geológicas
y geomecánicas)
Obtener la distribución de redes de drenaje
*HIDROLOGÍA
Análisis de las crecidas ligadas a una
probabilidad de ocurrencia tanto en
quebradas como en drenajes
naturales secundarios que se
identifican en la zona de estudio
Permitirá caracterizar las intensidades y caudales
de crecida para varios periodos de retorno (2, 5,
10, 25, 50 y 100 años)
Se determinarán las curvas intensidad – duración
– frecuencia (IDF), válidas para los diseños de las
obras civiles (puentes)
40
Temática Alcance Justificación
Se definieran los porcentajes de escorrentía
superficial y caudal de infiltración, para el
análisis y diseño de las obras de drenaje
superficial y subsuperficial, encaminadas para
mantener la estabilidad de las laderas y taludes
Identificado zonas potencialmente amenazadas
por deslizamientos que, por sus características,
pueden estar sujetas a movimientos en masa
HIDROGEOLOGÍA
Identifican las zonas: de recarga,
descarga, posición del nivel freático y
el comportamiento de las unidades
geológicas frente al agua
Permitirá identificar que la naturaleza de los
materiales en interacción con el nivel freático
La presencia de una superficie freática y agua de
infiltración (escorrentía) aumenta la presión
efectiva, disminuyendo la resistencia la corte de
los materiales, y conjugado con los factores
condicionantes y desencadenantes producen
fracturamiento en zonas de debilidad
Obtener superficie piezométrica en el área de
estudio
GEOLOGÍA
Modelo geológico, identificación de
sitios singulares para la investigación
geotécnica y la identificación de
factores condicionantes y
desencadenantes
Identificar en el campo: litología, niveles de
meteorización, resistencia del macizo rocoso
(suelo- roca), calidad del macizo rocoso
Identificar de factores condicionantes y
desencadenantes
Tomar la orientación de las discontinuidades a
favor de la rotura
GEOTECNIA
Definir el modelo geotécnico Obtener el perfil geológico – geotécnico
longitudinal del trazado del túnel
Procesar datos de ensayos de
laboratorio Calcular la capacidad de carga del suelo
Diseño de obras de sostenimiento
primario y revestimiento
Realizar modelos tenso-deformaciones para ver
el comportamiento de los materiales a lo largo
del trazo longitudinal del trazado del túnel.
Resumen de materiales (Rubros) y
especificaciones técnicas del
revestimiento.
Cuantificar los materiales que intervienen en la
estructura armada para el revestimiento
41
3.3 Análisis de información
El diagnóstico integral de la información de la etapa anterior permitió la planificación
adecuada y la aplicación de métodos de investigación directa (mapeo geológico de superficie)
para la obtención de datos representativos y fiables que se verán reflejados en los resultados
relevantes en este trabajo.
3.4 Etapa de campo
Se ejecutaron salidas al campo, para efectuar las respectivas observaciones directas en
terreno mediante el levantamiento de columnas estratigráficas; se accedió a sitios estratégicos
como quebradas, taludes de vías, desbanques, etc.; permitiendo la descripción y
caracterización de las principales unidades geológicas observadas en el trazado del túnel vial
de la autopista Manuelita Sáenz.
El levantamiento de información de campo fue mediante el uso de fichas, que permitieron
la construcción de columnas litoestratigráficas. El formato de estas fichas se adaptó en base
a las necesidades de la tesis de investigación las cuales fueron identificadas en las dos
inspecciones de reconocimiento, realizadas en la etapa de preparación. Este formato se
encuentra respaldado por bibliografía especializada y para un uso versátil se resumió en
tablas las diferentes características del macizo rocoso. (Anexo 4).
Levantamiento de estaciones geomecánicas
Antes de iniciar el levantamiento de estaciones geomecánicas, se procedió a discriminar
mediante la descripción visual, el tipo de litología y mediante la ayuda de índices de campo,
el rango de resistencia del material analizado; esto con la finalidad de distinguir entre suelo
(no consolidado) y roca (consolidado). Una vez reconocido el tipo de material se procedió a
levantar estaciones geomecánicas únicamente en litologías con propiedades de rocas en este
caso las unidades U14 (Areniscas) y U1 (Tobas). Las litologías restantes; U3, U18, U2, U5,
U11, U13 y C se las considero como material granular no consolidado, por lo que su análisis
no amerita un levantamiento de estación geomecánica.
42
Para obtener valores ingenieriles del sustrato rocoso, con los que se trabajará en etapas
posteriores a este estudio, se usa la clasificación geomecánica RMR. Las principales
características se resumen en el Tabla 10.
Tabla 10 Características y propiedades para describir en campo para la caracterización del
macizo rocoso
Ámbito de estudio Característica o
propiedad Método Clasificación
Matriz rocosa
Identificación Observaciones de visu y
con lupa
Clasificación geológica y
geotécnica
Meteorización Observaciones de visu Índices estándar
Resistencia Índices y ensayos de campo Clasificaciones empíricas de
resistencia
Discontinuidades
Orientación Medida directa con brújula
de geólogo
Familias de discontinuidades,
clasificación con
estereodiagrama
Espaciado Medidas de campo
Índices y clasificaciones
estándar Continuidad
Rugosidad Observaciones y medidas
de campo
Comparación con perfiles
estándar
Resistencia de las
paredes
Martillo Schmidt
Índices de campo
Clasificaciones empíricas de
resistencia
Abertura Observaciones y medidas
de campo Índices estándar Relleno
Filtraciones
Macizo rocoso
Número de familias de
discontinuidades
Medidas de campo Índices y clasificaciones
estándar Tamaño de bloque
Intensidad de
fracturación
Grado de
meteorización Observaciones de campo Clasificaciones estándar
Fuente: (González de Vallejo, 2002)
Toma de muestras
También se realizó toma de muestras para identificar y determinar propiedades
geotécnicas del terreno mediante ensayos de laboratorio, se tomó muestras de suelo
inalterado en calicatas, a manera de bloques en dos sitios estratégicos del portal norte,
tallando un prisma de unos 30 x 30 cm (figura 18 y 19), las muestras tomadas fueron bien
identificadas, con la siguiente información:
Ubicación, indicando sus coordenadas.
Fecha de realización.
43
Documentación fotográfica, en color.
Descripción de los terrenos encontrados.
Las muestras tomadas fueron envueltas en plástico con cinta de embalaje, para la
realización de ensayos de laboratorio: triaxiales UU, corte directo, densidad con parafina y
SUCS; así como toma de muestras de suelo representativas para la realización de densidad y
SUCS.
Figura 18 Procedimiento de obtención y encapsulado de muestras inalteradas tomadas por medios manuales.
Fuente (Geotécnia fácil, 2020)
Figura 19 Muestra tomada de toba de 30* 30 cm. Fuente Autor de la investigación
44
El tamaño de las muestras tomadas de calicatas está condicionado a las exigencias de los
ensayos de laboratorio, donde la longitud mínima de la muestra debe permitir obtener un
tramo central suficientemente largo, lo más intacto posible, ya que es inevitable una cierta
alteración de los extremos de la muestra. En el transporte de las muestras inalteradas debe
evitarse el calor, las vibraciones y los golpes. Su almacenamiento hasta la realización de los
ensayos debe conservar las condiciones de los suelos que se representan, así como su
naturaleza real. (Geotécnia fácil, 2020).
3.5 Etapa de laboratorio
Con las muestras recuperadas durante las salidas de campo, se realizaron los ensayos
indicados, para lo cual fueron trasladadas al laboratorio especializado con el fin de obtener
sus propiedades geomecánicas, los ensayos de laboratorio más sencillos están destinados a
definir la naturaleza del terreno, como son los SUCS (límites de atterberg y análisis
granulométrico); los ensayos destinados al estudio de la resistencia y deformabilidad del
suelo son más complejos y se realizaron para caracterizar terrenos previamente identificados,
en este caso se realizó ensayo a compresión triaxial UU y corte directo en los suelos.
Los resultados obtenidos en estos ensayos sirvieron para clasificar a los suelos de acuerdo
con el Sistema Unificado SUCS, lo cual permitió conocer la secuencia estratigráfica del
subsuelo. Con las muestras inalteradas recuperadas mediante bloque se realizaron ensayos
como triaxial UU y corte directo para determinar las propiedades de cohesión y ángulo de
fricción.
3.6 Etapa de resultados
Comprende la interpretación y análisis de la información recopilada; para la elaboración
del mapa geológico se infirió una relación estratigráfica entre las distintas unidades
geológicas, gracias a la correlación de las dos columnas litoestratigráficas levantadas en los
portales del trazado del túnel. Para su elaboración, se proyectaron las litologías observadas
en cada uno de los puntos donde se levantaron las columnas litoestratigráficas, hacia el eje
del trazado de la vía, tomando en cuenta las curvas de nivel debido a que estas unidades se
distribuyen sub-horizontalmente y de manera periclinal.
45
Una vez realizados los trabajos de investigación de campo, laboratorio y gabinete se
procede a caracterizar geomecánicamente los materiales presentes, enfocados en dar pautas
para entender el comportamiento mecánico de los suelos y las rocas.
El modelo geológico-geotécnico se obtendrá correlacionando el levantamiento geológico
a semi-detalle (columna litoestratigráfica) y cartografía geotécnica.
3.6.1 Etapa de análisis y diseño
En esta etapa, se realiza la modelación con software especializado. Los análisis de
estabilidad se aplicaron al diseño del trazado del túnel vial y taludes de los portales. Para la
cual se debe elegir un factor de seguridad adecuado, en condiciones pseudoestáticas y
dependiendo de la finalidad; por ejemplo, si el talud a estabilizar es de carácter temporal o
definitivo. Para el caso del trazado túnel en estudio se adopta un factor de seguridad, este
análisis para los dos casos (túnel y portales) permitirá afianzar o no, si la medida de
sostenimiento diseñada es la adecuada, caso contrario se debería pensar en otras alternativas
como: cambiar la geometría de los túneles, aumentar la distancia entre túneles, reubicar el
trazado (coordenadas E, N y altura), reforzar los elementos estructurales, redimensionar el
revestimiento.
Para realizar los modelos teóricos se usará el paquete informático rocscience;
específicamente el Phase2 (tenso- deformacional) y el Slide (equilibrio-límite). El algoritmo
de estos dos softwares se fundamenta en el ingreso de perfiles longitudinales y transversales,
además de los datos o parámetros geotécnicos obtenidos de los ensayos de laboratorio; y de
datos bibliográficos. Una vez obtenidos resultados de los modelos para estabilizar el túnel y
los portales, se diseñará las medidas de estabilización o correctoras y se analizará los valores
unitarios para conocer el coste para estabilizar el terreno (análisis económico).
46
Figura 20 Flujograma de etapas de estudio para el modelo geológico - geotécnico del trazado del túnel. Fuente Autor de la investigación
47
CAPITULO IV
4 MARCO TEÓRICO
4.1 Mecánica de Suelos
Los suelos se originan por la acción de la erosión ya sea física, química o biológica en una
roca preexistente, depositados por acción del agua o aire; defiendo al suelo como el agregado
no cementado de materia mineral y orgánica, agua y gas que ocupa los espacios vacíos entre
las partículas sólidas (Braja, 2001). También se define al suelo como un agregado de
minerales unidos por fuerzas débiles de contacto, separables por medios mecánicos de poca
energía, desde el punto de vista de la ingeniería geotécnica. (González de Vallejo, 2002).
Durante la planificación, diseño y construcción es de gran importancia conocer el origen
de los depósitos de los suelos sobre los que se construirá debido a que cada depósito de suelo
tiene propiedades físicas propias y únicas. (Braja, 2001)
Se llama suelo residual cuando este ha permanecido in situ y cubren la superficie rocosa
de la que se derivan y suelo transportado cuando por producto del intemperismo son
transportados, formando depósitos coluviales, aluviales, etc. (González de Vallejo, 2002)
4.1.1 Descripción y clasificación de suelos
Para obtener las propiedades de un suelo, es necesario seguir una metodología con
definiciones y sistemas de evaluación de propiedades, constituyendo un lenguaje
comprensible por los técnicos de diferentes especialidades (González de Vallejo, 2002), en
la actualidad el Sistema Unificado de Clasificación de Suelos (SUCS) es el más aceptado.
Los tamaños de las partículas de suelo varían en un amplio rango donde se han identificado
cuatro grupos los cuales están en función de su granulometría, teniendo así:
Gravas: Fragmentos de roca que pasan la malla de 3 pulg. (75 mm) y son retenidas
en la malla No. 4 (4.75 mm).
Arenas: Partículas que pasan la malla No. 4 (4.75 mm) y es retenida en la malla
No. 200 (75 μm). Cuando se mezclan con el agua no se forman agregados
continuos, sino que se separan de ella con facilidad.
48
Limos: Fracciones microscópicas de suelo, que pasa la malla No. 200 (75 μm),
retienen el agua mejor que los tamaños superiores.
Arcillas: Partículas submicroscópicas formadas por partículas con tamaño inferior
a 0,002mm.
4.2 Ensayos de laboratorio
Para determinar las características físicas y mecánicas de los suelos se efectúan ensayos
de laboratorio, respetando los procedimientos determinados en las normas respectivas. Estos
ensayos van desde la identificación, como el granulométrico, límites de Atterberg a los que
determinan los parámetros resistentes, como el corte directo o el triaxial. (López, 2011)
4.2.1 Densidad de la masa método de la parafina
Basado en la norma ASTM D 4531, consiste en recubrir la muestra con una película de
parafina, para después pesarla en aire, posteriormente se sumerge la muestra en agua
determinando su volumen desplazado y con la ayuda de la humedad natural determinar la
densidad seca de la muestra.
4.2.2 Ensayos de identificación
Ensayo de humedad natural
Basado en la norma (ASTM D2216), donde el contenido de humedad de un suelo es la
relación existente entre la masa de agua que logra alojarse dentro de la estructura porosa del
suelo, y la masa propia de las partículas de suelo. (Botía, 2015)
Ensayo de análisis granulométrico
Basado en la norma (ASTM D 2487-06), radica en la separación de las partículas de suelo
por rangos de tamaños. Haciendo uso de tamices con aberturas normadas se lleva a cabo la
separación de las partículas en porciones mediante procesos de agitado, las cuales se pesan
expresando dicho retenido como porcentajes en peso de la muestra total. (Botía, 2015). El
resultado del tamizado se lleva a una curva granulométrica.
Límites de Atterberg
En geotecnia se clasifican los suelos en función del contenido de humedad que se
representa por los límites de atterberg, estos valores separan las diferentes consistencias del
suelo; así, diferenciamos entre consistencia dura o sólida, consistencia friable (desmenuzable
49
fácilmente) o semisólida, consistencia plástica y consistencia viscosa o fluida. (Cevallos,
2012)
4.2.3 Corte directo
La resistencia al esfuerzo cortante es importante en la caracterización de los materiales,
consiste en inducir una falla en una muestra, a través de dos esfuerzos; el primero es el
esfuerzo normal mediante una carga vertical y un esfuerzo cortante mediante la aplicación
de una carga horizontal, los valores de esfuerzo permiten obtener un plano de ejes a través
del cual se determinan los valores de cohesión y ángulo de fricción. (Botía, 2015)
Figura 21 Diagrama del corte directo. Fuente (González de Vallejo, 2002)
4.2.4 Ensayo Triaxial no consolidado no drenado UU
Se basa en la norma ASTM D 2850, este ensayo determina los parámetros de resistencia
al corte, donde la muestra está recubierta por una delgada membrana de goma, después se
coloca dentro de una cámara que se llena con agua.
Figura 22 Diagrama del ensayo triaxial. Fuente (González de Vallejo, 2002)
50
La muestra se somete a una presión de confinamiento por compresión del fluido en la
cámara (Figura 22). La carga axial aplicada por el pistón de carga se mide mediante un anillo
de carga unida al pistón.
4.3 Macizo rocoso
El macizo rocoso se puede clasificar, en roca intacta y macizo rocoso afectado por fallas,
diaclasas y superficies de estratificación, las cuales constituyen el conjunto de
discontinuidades, siendo estas las que determinan una diferencia entre la mecánica de rocas
y suelos. (Torrijo, 2007)
Las rocas se definen como un sólido duro y compacto de partículas de minerales, mientras
que un suelo es agregados naturales de granos minerales, donde el límite entre suelo y roca
es el valor de la resistencia la comprensión simple. En la zona de transición se encuentran los
suelos duros o rocas blandas donde los limites han ido rebajándose hasta 1 o 1.25 Mpa ya
que rocas muy blandas presentan resistencia de este orden. (González de Vallejo, 2002)
4.3.1 Clasificación de macizos rocosos
Establece diferentes grados de calidad del macizo rocoso y permite evaluar el
comportamiento geomecánico incluyendo parámetros geotécnicos de diseño y el tipo de
sostenimiento en el túnel. Las clasificaciones geomecánicas son un método de uso
generalizado en el proyecto y construcción de túneles, siendo posible un mejor conocimiento
e interpretación de los datos geológico-geotécnicos en el diseño y excavación de las obras
subterráneas. (Torrijo, 2007). Las características de los macizos rocosos que se consideran
en las distintas clasificaciones son las siguientes:
- Resistencia del material rocoso
- Índice RQD
- Espaciado de las discontinuidades
- Orientación de las discontinuidades
- Condiciones de las discontinuidades
- Estructura geológica y fallas
- Filtraciones y presencia de agua
- Estado tensional
51
Las clasificaciones más empleadas son la RMR y Q. El RMR se utiliza para la
caracterización del macizo rocoso y para su aplicación en túneles; mientras la Q de Barton
se utiliza casi exclusivamente para túneles. (González de Vallejo, 2002)
4.3.2 Clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR)
Desarrollada por Bieniawski en 1973, con actualizaciones en 1979 y 1989, constituye un
sistema de clasificación de macizos rocosos que permite relacionar índice de calidad con
parámetros de diseño y de sostenimiento. (González de Vallejo, 2002)
Para cumplir con esta metodología Bieniawski propuso cinco parámetros básicos:
1) Resistencia uniaxial de la roca matriz
2) RQD (Índice de calidad de la roca)
3) Espaciados de las discontinuidades
4) Condiciones de las discontinuidades
5) Condiciones del agua subterránea
La incidencia de estos parámetros en el comportamiento de la excavación se expresa por
el índice de calidad “Rock Mass Rating” (RMR), el cual varia de 0 a 100. Esta clasificación
divide al macizo rocoso en familias que presentan características geológicas similares de
acuerdo con las observaciones de campo y utilizando una plantilla (Tabla 11).
Tabla 11 Parámetros de clasificación
1
Resistencia de
la matriz
rocosa (Mpa)
Compresión
simple >250 250-100 100-50 50-25 25-5 5-1 <1
Puntuación 15 12 7 4 2 1 0
2 RQD
100%-
90% 90%-75% 75%-50% 50%-25% <25 %
Puntuación 20 17 13 6 3
3 Separación entre diaclasas >2m 0,6-2 m 0,2-0,6 m 0,06-0,2m <0,06m
Puntuación 20 15 10 8 5
4
Est
ado
de
las
dis
con
tin
uid
ades
Longitud de la
discontinuidad <1m 1-3m 3-10 m 10-20 m >20m
Puntuación 6 4 2 1 0
Abertura Nada <0,1 mm 0,1-1,0 mm 1-5 m >5mm
Puntuación 6 5 3 1 0
Rugosidad Muy
rugosa Rugosa
Ligeramente
rugosa Ondulada Suave
52
Puntuación 6 5 3 1 0
Relleno Ninguno Relleno
duro<5 mm Relleno duro >5mm
Relleno blando
>5 mm
Puntuación 6 4 2 2 0
Alteración Inalterada Ligeramente
alterada
Moderadamente
alterada Muy alterada Descompuesta
Puntuación 6 5 3 1 0
5 Agua freática
Caudal por
10m de túnel Nulo <10 litros/min 10-25 litros/min
25-125
litros/min >125 litro/min
Estado general Seco Ligeramente
húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Puntuación 15 10 7 4 0
Fuente: (González de Vallejo, 2002)
A la puntuación que resulta de aplicar los cinco parámetros se realiza una corrección por
orientación de las discontinuidades, consiguiendo un valor con el que clasifica al macizo
rocoso (Tabla 12)
Tabla 12 Calidad de macizo rocosos en relación con el índice RMR
Clase Calidad Valoración RMR
I Muy buena 100-81
II Buena 80-61
III Media 60-41
IV Mala 40-21
V Muy mala <20 Fuente: (González de Vallejo, 2002)
4.3.3 Índice de calidad de Barton
Constituye un sistema de clasificación de macizos rocosos que permite estimar parámetros
geotécnicos del macizo y diseñar sostenimiento de túneles. (González de Vallejo, 2002). El
valor numérico se define por:
𝑄 =𝑅𝑄𝐷
𝐽𝑛∗
𝐽𝑟
𝐽𝑎∗
𝐽𝑤
𝑆𝑅𝐹
Jn= Numero de sistemas de discontinuidades.
Jr= Numero de la rugosidad de las discontinuidades.
Ja= Numero de la alteración de las discontinuidades.
Jw= Factor de reducción por agua en las discontinuidades.
SRF= Coeficiente toma en cuenta el estado tensional del macizo rocoso.
53
El índice Q obtenido varía de 0.001 y 1000.
4.3.4 Clasificación geomecánica GSI (Geological Stregth Index)
Desarrollado por Hoek (1994), evalúa la calidad del macizo rocoso en función de su
fracturación, estructuras, tamaño de bloques y alteración de discontinuidades, es utilizado
principalmente para rocas poco resistentes, con un estado de roca muy mala, con valores de
RMR <20; ya que se utiliza para estimación de parámetros de resistencia, constituyendo una
comparación empírica, no utilizándose para clasificaciones ingenieriles de las rocas. (López,
2011)
4.4 Correlación geomecánica entre RMR Y Q
El sistema RMR y el Q, son de gran interés, porque incluyen un número suficiente de
datos para evaluar correctamente todos los factores que tienen influencia en la estabilidad de
una excavación subterránea. (Torrijo, 2007). Donde Bieniawski da más importancia a la
orientación e inclinación de las estructuras de la roca y ninguna a los esfuerzos, mientras
Barton no incluye el factor de orientación de las discontinuidades, pero si considera las
propiedades de los sistemas más desfavorables al evaluar la rugosidad de las discontinuidades
y su alteración que representa la resistencia al esfuerzo cortante del macizo rocoso. (Torrijo,
2007). La descripción de ambas clasificaciones tendría las siguientes equivalencias:
Tabla 13 Descripción de la clasificación RMR y Q de Barton
Clases RMR Clases Q
I 90±10 Muy buena >200 Extremada o excepcionalmente buena
II 70±10 Buena 20-200 Buena a muy buena
III 50±10 Regular 0.3-20 Muy mala a buena
IV 30±10 Mala 0.003-0.3 Extremadamente mala
V 10±10 Muy mala <0.003 Excepcionalmente mala Fuente: (Torrijo, 2007)
4.5 Resistencia y deformabilidad del macizo rocoso y de las discontinuidades
La resistencia de los macizos rocosos está en función de la resistencia de la matriz rocosa
y de las discontinuidades, siendo ambas extremadamente variables. La resistencia puede
evaluarse en términos de máximo esfuerzo que puede soportar para unas determinadas
condiciones y en términos de sus propiedades resistentes cohesión y ángulo de fricción de la
matriz rocosa y de las discontinuidades (c y Ф). (INIGEMM , 2017)
54
4.5.1 Criterio de rotura no lineal de Hoek y Brown- análisis de la resistencia y
deformabilidad del macizo rocoso.
Propuesto por Hoek y Brown en 1980, relacionando el máximo y el mínimo esfuerzo
principal, para evaluar la resistencia de la matriz rocosa, donde la representación gráfica de
la rotura es una curva parabólica (Figura 23). Es un criterio donde intervienen los parámetros
mb, s y a, que dependen de la resistencia a compresión simple de la roca matriz, de la
naturaleza de la roca a través del parámetro mi, y el GSI (Puell, 2003)
𝜎1 = 𝜎3 + 𝜎𝑐𝑖 √𝑠 + 𝑚 𝜎3
𝜎𝑐𝑖
Donde:
σ1 y σ3: son los esfuerzos principales de mayor y menor rotura
σci: resistencia a la compresión simple de la roca “intacta”
mi y s: constantes que dependen de las propiedades de la matriz rocosa.
Figura 23 Relación entre esfuerzos principales de acuerdo con el criterio original de rotura de Hoek y Brown
(1980). Fuente (González de Vallejo, 2002)
Los valores m y s pueden obtenerse a partir del índice RMR
Para macizos rocosos sin alterar y no afectados por voladuras se tiene:
m=mi exp[(RMR-100)/28]
Para macizos rocos alterados o afectados por voladuras:
m=mi exp[(RMR-100)/14]
55
El criterio como las expresiones para el cálculo de m y s no proporciona valores
representativos para macizos rocosos alterados y de mala calidad. Por ello, los autores han
desarrollado una nueva expresión, valida también para macizos rocosos fracturados de mala
calidad, con materiales blandos y alterados (Hoek et al., 1994,2002).
σ1= σ3+σci [s+mb σ3/σci]^a
Donde:
σ1 y σ3: son los esfuerzos principales mayor y menor de rotura
σci: resistencia a la compresión simple de la roca “intacta”
mi: para roca intacta
mb: para roca fracturada
Los valores m, s y a se obtienen mediante las siguientes expresiones:
m=mi exp[(GSI-100)/(28-14D)]
s=exp[(GSI-100)/(9-3D)]
a=1/2+1/6(e^(-GSI/15 )- e^(-20/3 ))
(mb=mi), (s=1), (a=0.5) para la evaluar la resistencia de la matriz rocoso
Donde:
GSI: Índice de Resistencia Geológica
D: Factor que depende del grado de alteración a que el macizo ha sido sometido debido a
explosiones y relajación de tensiones, los valores están entre 0 (no alterado) y 0.8 (muy
alterado)
4.6 Análisis cinemático de las discontinuidades
Los diferentes tipos de roturas en macizos rocosos se desarrollan por el grado de
fracturación y por la orientación y distribución espacial de las discontinuidades con respecto
al talud. La estabilidad del talud se condiciona básicamente por los parámetros resistentes de
las discontinuidades y de la matriz rocosa (ángulo de fricción y cohesión), (Maza, 2017). Los
modelos de rotura en roca más frecuentes son:
56
Rotura plana
Es aquella que se produce a favor de la superficie preexistente, buzando a favor del talud
y con la misma dirección, además el buzamiento del talud ѱ debe ser mayor al buzamiento
del plano de rotura α y este mayor al ángulo de fricción ø. (Maza, 2017) (Figuras 24, 25)
Condición de inestabilidad: ѱ >α >ø
Figura 24 Esquema de rotura planar. Fuente (González de Vallejo, 2002)
Figura 25 Reconocimiento de discontinuidades en rotura plana vista en un estereodiagrama. Fuente (Hoek
& Bray, 1977)
Rotura en cuña
Se da cuando un bloque se desliza entre dos planos de discontinuidad, a favor de la línea
de intersección, donde los dos planos deben aflorar en la superficie del talud y se debe
cumplir la misma condición que en la rotura plana, siendo para este caso α el buzamiento de
la línea de intersección αi. (González de Vallejo, 2002) (Figuras 26 y 27)
57
Condición de inestabilidad: ѱ >αi > ø
Figura 26 Esquema de rotura plana. Fuente (González de Vallejo, 2002)
Figura 27 Reconocimiento de dos discontinuidades formando rotura por cuña. Fuente (Hoek & Bray, 1977)
La orientación de las discontinuidades, espaciamiento y continuidad determinarán la
forma y el volumen de la cuña.
Rotura por vuelco
Los estratos presentan buzamiento contrario a la inclinación del talud y dirección paralela
o subparalela al mismo, provocando un movimiento de rotación de los bloques, donde la
estabilidad de estos no está únicamente condicionada por su resistencia al deslizamiento.
(González de Vallejo, 2002). (Figuras 28 y 29)
58
Figura 28 Esquema de taludes con estructuras favorables al vuelco de estratos. Fuente (González de Vallejo,
2002)
Figura 29 Disposición de discontinuidades en rotura por vuelco de bloques. Fuente (Hoek & Bray, 1977)
Rotura por pandeo
Este tipo de rotura se produce a favor de planos de estratificación paralelos al talud ѱ =
α, con buzamiento mayor que el ángulo de fricción α >ø. (González de Vallejo, 2002).
(Figuras 30 y 31).
Figura 30 Esquema de pandeo en estratos verticalizados con flexión, y fractura de estratos. Fuente
(González de Vallejo, 2002)
59
Figura 31 Disposición de discontinuidades en rotura por pandeo. Fuente (Hoek & Bray, 1977)
Rotura curva
Ocurre en macizos rocosos blandos poco competentes y muy alterado o intensamente
fracturado, que presentan un comportamiento isótropo y donde los planos de discontinuidad
no controlan el comportamiento mecánico. (González de Vallejo, 2002). (Figura 32)
Figura 32 Esquema de rotura en macizo rocoso intensamente fracturado. Fuente (González de Vallejo,
2002)
4.7 Estabilidad de taludes en base al índice SMR, Romana (1985)
El Slope Mass Rating (SMR) es un índice geomecánico empleado para la caracterización
de taludes rocosos (Tabla 14), su aplicación permite evaluar empíricamente la estabilidad de
una excavación. (González de Vallejo, 2002). La clasificación SMR se obtiene sumando el
RMR básico y una serie de factores de ajuste por orientación de las discontinuidades y un
factor dependiente del método de excavación. (Tomas, Delgado, Serón, Cano, & Cuenca ,
2009)
SMR = RMR B + (F1 ⋅ F2 ⋅ F3) + F4
Dónde:
60
F1: depende del paralelismo entre las direcciones de las juntas y del talud
F2: depende del buzamiento de la familia de juntas
F3: la diferencia de buzamientos entre la familia de juntas y el talud
El producto de estos tres factores (F1 ⋅ F2 ⋅ F3) se denomina factor de ajuste.
F4: Toma en cuenta el método de excavación. Este factor tomará valores entre 15 y -8
dependiendo de si el talud es natural o ha sido excavado mediante precorte, voladura
suave, voladura normal, excavación mecánica o voladura deficiente.
Tabla 14 Clasificación geomecánica taludes SMR
Modificado de (González de Vallejo, 2002)
Tabla 15 Medidas de corrección propuestas por el SMR (Romana, 1997).
P
T
P/T
T
P
T
P/T
F4
βs: buzamiento del talud
βj: buzamiento de las juntas
αs: dirección del talud
αj: dirección de las juntasT: rotura por vuelco
(Romana, 1997)
+15 +10 +8 0 -8
P: rotura plana
Factor de ajuste por el método de excavación (F4)
Método Talud Natural Precorte Voladura SuaveVoladura o excavación
mecánicaVoladura deficiente
F3 0 -6 -25 -50 -60
0°
>120°
0-(-10°)
-
<-10°
-
βj-βs
βj+βs
>10°
<110°
10°-0°
110°-120°
F2 1 1 1 1 1
0.70 0.85 1.00
30°-35° 35°-45° >45°P
F2
|βj| <20°
0.15
20°-30°
0.40
F1 0.15 0.40 0.70 0.85 1.00
Muy desfavorable
Factores de ajuste por orientación de las juntas (F1, F2 y F3)
|αj-αs|
|αj-αs-180°|>30° 30°-20° 20°-10° 10°-5° <5°
Caso Muy Favorable Favorable Normal Desfavorable
αs: dirección del talud
αj: dirección de las juntas
(Romana, 1997)
βs: buzamiento del talud
βj: buzamiento de las juntas
P: rotura plana
T: rotura por vuelco
Tratamiento Reexcavación Corrección Sistemático Ocasional Ninguno
RoturasGrandes roturas por planos
continuos o por masa
Juntas o grandes
cuñas
Algunas juntas o
muchas cuñas
Algunos
bloquesNinguna
61-80
Buena
Estable
81-100
Muy Buena
Totalmente estable
21-40
Mala
Inestable
41-60
Normal
Parcialmente estable
SMR
Descripción
Estabilidad
0-20
Muy mala
Totalmente inestable
Clases de estabilidad
Clase V IV III II I
Tipo de sostenimiento Intervalo SMR Medida de corrección
Reexcavación 10-30 Tendido, muros de contención
Drenaje 10-40 Superficial, profundo
Hormigón 20-60 Hormigón Proyectado
Hormigón dental,
Contrafuertes y/o vigas
Muros de pie
Refuerzo 30-75 Bulones
Anclajes
Protección 45-70 Zanjas de pie
Varillas de pie o de talud
Redes y/o mallas (sobre la superficie del talud)
61
4.8 Análisis de estabilidad de taludes (equilibrio limite)
Este análisis se aplica para determinar el estado de estabilidad, diseño de taludes o
establecer obras de mitigación o corrección en taludes que se generan en macizos rocosos de
baja competencia o suelos. Para el análisis de estabilidad es necesario conocer el modelo
geológico, tipo de rotura, parámetros índices y resistentes (peso específico, cohesión y ángulo
de fricción), cargas dinámicas, cargas estáticas y contenido de agua.
El fundamento teórico del método de análisis de estabilidad se basa en el planteamiento
físico-matemático en el que intervienen fuerzas estabilizadoras y desestabilizadoras que
actúan sobre el talud (Gómez, 2017); para la corrida de estabilidad se usará la configuración
determinística, la cual mediante un número permite conocer si el talud es o no estable (<1
Inestable, = 1.05 Estabilidad límite, > 1.05 estable). En la tabla 16 se expone los factores de
seguridad mínimos para el diseño y construcción tomados de la Norma Ecuatoriana de
Construcción. Para este caso se asumirá un factor de 1.05
Tabla 16 Factores de seguridad por corte mínimos.
Fuente: (Norma Ecuatoriana de la construcción, 2014)
4.8.1 Cálculo del coeficiente de aceleración sísmica horizontal y vertical.
Los cálculos de los factores de aceleración sísmica horizontal y vertical, se determinaron
en base a la (Norma Ecuatoriana de la construcción, 2015), en la cual se ubicó el trazado del
túnel de la autopista Manuelita Sáenz con el fin de determinar la zona sísmica y su
correspondiente valor de aceleración sísmica (valor del factor Z). Para este caso, se evidencia
Sin Sostenimiento 65-100 Saneo de bloques
Ninguno
Condición ** Fs corte Mínimo
Diseño Construcción
Carga Muerta+ Carga Viva Nominal 1.5 1.25
Carga Muerta+ Carga Viva Máxima 1.25 1.1
Carga Muerta + Carga Viva Nominal + Sismo de
diseño Pseudo estático 1.1 1.00*
Taludes-condición estática y Agua Subterránea
Normal 1.5 1.25
Taludes- condición pseudo estática con agua
Subterránea Normal y Coeficiente Sísmico de diseño 1.05 1.00*
62
que el área de estudio se ubica en la zona V, caracterizada por un valor del factor Z de 0.40
(Tabla 17), donde la caracterización del peligro sísmico es ALTA.
Tabla 17 Valores del factor Z en función de la zona sísmica adoptada.
Zona sísmica I II III IV V VI
Valor de Z 0.15 0.25 0.30 0.35 0.40 ≥ 0.50
Caracterización del
peligro sísmico
Intermedia Alta Alta Alta Alta Muy alta
Fuente: (Norma Ecuatoriana de la construcción, 2015)
Figura 33 Zonas sísmicas para propósitos de diseño y valor del factor de zona. Fuente NEC-SE-DS, 2015
Determinado el valor de Z y el tipo de perfil, se obtuvieron los coeficientes Fa, Fd y Fs,
para el diseño del cálculo sísmico, definidos como:
Fa: Coeficiente de amplificación de suelo en la zona de periodo corto. Es el que
amplifica las ordenadas del espectro de respuesta elástica de aceleraciones para
diseño en roca, al cual le corresponde un valor de 1.20.
Fd: desplazamientos para diseño en roca. Este coeficiente amplifica las ordenadas del
espectro elástico de respuesta de desplazamientos para diseño en roca, considerando
los efectos de sitio, al cual le corresponde un valor de 1.19.
63
Fs: comportamiento no lineal de los suelos. Este coeficiente, considera el
comportamiento no lineal de los suelos, la degradación del periodo del sitio que
depende de la intensidad y contenido de frecuencia de la excitación sísmica y los
desplazamientos relativos del suelo, para los espectros de aceleraciones y
desplazamientos y le corresponde un valor de 1.28.
Finalmente, se efectuó el cálculo de los factores de aceleración sísmica (horizontal y
vertical), para lo cual se utilizó la fórmula indicada en la Norma Ecuatoriana de la
Construcción, Capítulo Geotecnia y Cimentaciones (NEC-SE-CM, 2014), donde el
coeficiente sísmico de diseño está referido a la siguiente ecuación:
𝑘ℎ = 0.6(𝑎𝑚𝑎𝑥)
amax = Z.Fa
Donde:
Z: Valor factor Z, de acuerdo con zonificación sísmica
Fa: Fuerzas actuantes
Entonces:
𝑘ℎ = 0.6 ∗ (0.40) ∗ (1.20)
𝑘ℎ = 0.288
El factor de aceleración sísmica vertical (kv), puede definirse mediante el escalamiento de la
componente horizontal de la aceleración por un factor mínimo de 2/3.
𝑘𝑣 =2
3𝑘ℎ
𝑘𝑣 =2
3(0.288)
𝑘𝑣 = 0.192
Concluyéndose que los factores de aceleración sísmica horizontal y vertical son: 0.288 y
0.192 respectivamente.
4.8.2 Propiedades Hidrogeológicas de los suelos
Presión de poros (Ru)
64
Para determinar la estabilidad de la ladera en función del contenido de agua, a los materiales
se les condiciono un nivel de saturación intermedio, dentro del algoritmo del software se le
conoce como el coeficiente Ru (Figura 34), que modela el efecto de presión de poros como
una fracción de presión vertical para cada corte, para material granular su Ru: 0 (Seco) y Ru:
0,5 (Saturado). Para el cálculo se adoptó un valor de:
Ru=0.25(Saturación media)
Figura 34 Valores del coeficiente de presión intersticial, Ru, para distintas posiciones del nivel freático en un
talud en suelo. Fuente (González de Vallejo, 2002)
4.9 Métodos de excavación subterránea
En la actualidad existen varios métodos de excavación subterránea con un sinnúmero de
alternativas tecnológicas, que se agrupan en dos grandes grupos: Excavación Convencional
y Excavación Mecanizada.
4.9.1 Metodología de excavación convencional
Es el sistema más utilizado para la excavación de túneles en roca y es posible cuando la
roca es extremadamente abrasiva, muy resistente o se encuentra en estado masivo.
4.9.2 Metodología de excavación mecanizada
65
La introducción en años recientes de equipos de perforación modernos, equipados, más
grandes y eficientes ha contribuido a una aplicación más amplia, eficiente y segura de la
técnica de excavación mecánica de un túnel, efectuada cuando no se requieren o se tiene la
limitante de emplear explosivos (Secretaría de Comunicaciones y Transportes, 2016).
A continuación, se enuncian algunos de los métodos más comunes utilizados para excavar
mecánicamente un túnel.
ROZADORAS
Mediante una cabeza giratoria van excavando, además están dotadas de herramientas de
corte (dientes o picas) que inciden sobre la roca, van montadas en un brazo monobloque o
articulado y todo el conjunto sobre un chasis móvil de orugas (Secretaría de Comunicaciones
y Transportes, 2016), cuentan con un sistema para recoger el material excavado y
transportarlo del frente de excavación hasta la parte trasera de la máquina (Figura 35).
Figura 35 Esquema de sistemas de corte con rozadoras en maniobras. Fuente (Secretaría de Comunicaciones
y Transportes, 2016)
Al igual que en el método convencional de perforación y voladura, este método una vez
cumple su objetivo de excavación por secciones o ciclos de trabajo, es necesario efectuarse
el sostenimiento respectivo de la excavación para mantener la estabilidad del frente excavado
y con ello la seguridad operativa de equipos y personal (Secretaría de Comunicaciones y
Transportes, 2016).
TUNELADORAS
Son máquinas integrales de construcción de túneles, ya que son capaces por sí solas de
excavar roca o suelos, retirar el escombro y aplicar el revestimiento del túnel. (Secretaría de
Comunicaciones y Transportes, 2016).
66
4.9.3 Metodología de excavación por fases
Un proyecto debe contemplar efectuar la excavación en fases dependiendo de las
dimensiones de la excavación, calidad del material, condiciones hidrogeológicas y cobertura
del túnel, sobre todo cuando la calidad del material es muy mala y el túnel es de grandes
dimensiones (Secretaría de Comunicaciones y Transportes, 2016). La excavación por fases
se emplea en el método convencional de perforación y voladura, al igual puede emplearse en
la excavación mecánica de ataque puntual (martillos, rozadoras, palas, etc). (Secretaría de
Comunicaciones y Transportes, 2016) El método mecanizado mediante tuneladoras no
requiere de fases ya que la tuneladora ataca toda la sección del túnel. Entre los principales
métodos de excavación por fases se destacan y sintetizan los siguientes:
Nuevo método austriaco
Este sistema consiste en la apertura de dos galerías de avance o de reconocimiento, una
en clave y otra ensolera, posteriormente se amplía la clave, entibando con madera en un
avance corto de entre 1.50 y 2.0 m, hasta excavar toda la zona de la bóveda, extrayendo los
escombros por la galería inferior, comunicada con la clave con pozos cada 20 m
aproximadamente. Finalmente, se excavan hastiales por bataches y se pasa a colocar de abajo
hacia arriba, el revestimiento definitivo (Secretaría de Comunicaciones y Transportes, 2016).
(Figura 36).
Figura 36 Esquema de excavación mediante el Nuevo Método Austriaco. Fuente (Secretaría de
Comunicaciones y Transportes, 2016)
Método belga (Método tradicional de Madrid)
Es uno de los métodos más utilizados para la construcción de túneles en suelos, se
caracteriza por la progresiva excavación de los elementos que componen el túnel (sección
partida), de tal forma que se van retirando los elementos más estables del túnel evitando el
67
hundimiento o la falta de estabilidad del frente. (Secretaría de Comunicaciones y Transportes,
2016). Este método consiste en realizar la excavación abriendo una pequeña galería en clave
del túnel para ir ensanchándola poco a poco, protegiendo y entibando el frente, hasta permitir
hormigonar toda la bóveda.
68
CAPITULO V
5 PRESENTACIÓN DE DATOS Y RESULTADOS
5.1 Caracterización geotécnica
La caracterización del macizo rocoso y generación de un modelo, que satisfaga las
necesidades de diseño de obras subterráneas, se realizó a través de estudios directos;
mediante el levantamiento o cartografía geológico-geotécnica a escala semi-detalle, y
localmente con excavaciones manuales (Calicatas), pero para calibrar el modelo es necesaria
una buena campaña prospectiva, consistente en la realización de sondeos, penetrómetros y
otra serie de ensayos in situ y en laboratorio. El fin de estas campañas es el de calibrar el
modelo geológico, el de tomar muestras para asignar los parámetros geotécnicos a cada una
de las unidades litológicas discriminadas en la etapa de cartografía geológica.
Para la identificación y descripción cuantitativa de las propiedades de las rocas, se realizó
la recopilación de información de carácter geotécnica, a partir del diagnóstico de datos en
bibliografía especializada, correspondiente a las propiedades índices y las propiedades del
comportamiento mecánico en la matriz rocosa, así como ensayos de laboratorio. A
continuación, se resume en la Tabla 18 los parámetros geotécnicos:
Tabla 18 Parámetros geotécnicos (bibliográficos y de laboratorio) de las unidades
cartografiadas en el área de implantación del túnel
Unidad
Litológica Simbología
Peso
Específico
Ángulo de
Fricción Cohesión E ʋ
SUCS
MN/m3 ° MPa MPa
Ceniza U3 0.011 30 0.028 2.320 0.22 ML
Arcilla U18 0.0120* 23 0.038 1.551 0.39 ML
Toba U1 0.0142* 42* 0.186* 21.24 0.29 ML
Lapilli U2 0.015 36 0.044 64.55 0.22 GP
Arena Volcánica U5 0.018 32 0.020 22.39 0.30 SM
Areniscas U14-15 0.0165* 43* 0.068* 38.43 0.35 SM
Conglomerado U11 0.020 36 0.033 66.99 0.30 GW/GP
Brechas U13 0.019 36 0.054 66.99 0.31 GP
Coluvial C 0.017 26 0.04 49.29 0.35 GP
* Se marca los datos determinados mediante ensayos de laboratorio.
69
5.1.1 Modelo geológico (perfiles transversales)
Se elaboró perfiles transversales, cada perfil se lo realizó en base al perfil longitudinal.
Los espacios en blanco con el signo de pregunta, indica la carencia de información. Se trata
de niveles donde no se tiene registrada la disposición litológica, debido a que la Unidad Toba
se encuentra recubriendo de manera periclinal a la morfología preexistente, tapando la
secuencia estratigráfica superior. Por tal motivo, se recomienda que en la fase de diseño se
proponga perforaciones estratégicas para completar y calibrar el modelo geológico. La figura
44 es la representación de un ejemplo de los perfiles trasversales que se utilizaron para el
cálculo de los asentamientos.
Figura 37 Ejemplo de modelo geológico en perfiles transversales. Fuente: Autor de la investigación
5.2 Resultados de la caracterización del macizo rocoso con RMR (Bieniawski,
1989).
El trabajo de campo, referente a la recolección de datos en estaciones geomecánicas
mediante las observaciones y toma de medidas, permitieron detallar los parámetros
70
geomecánicos útiles para la caracterización de macizo rocoso (RMR, 1989), en la Tabla 19
se sintetiza cada parámetro de las familias de discontinuidades correspondientes a la
estratificación (E1, E-2) y Diaclasas (D-1, D-2), para cada litología tanto en el Portal Norte
como en el Sur.
PORTAL NORTE
o Unidad Toba (U1)
Tabla 19 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Toba, Portal Norte.
Familia E-1
Azimut de Buz / Buzamiento 003/07
Rumbo/Buzamiento N87W/07N
Resistencia a comprensión simple R0: Extremadamente blanda (0.25-1 MPa)
Espaciamiento Juntas (0.06-0.2mm)
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Muy cerrada (<0.1 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Ninguno
Agua Ligeramente húmedo
Familia E-2
Azimut de Buz / Buzamiento 031/39
Rumbo/Buzamiento N59W/39NE
Resistencia a comprensión simple R0: Extremadamente blanda (0.25-1 MPa)
Espaciamiento Separadas (0.6-2mm)
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Muy cerrada (<0.1 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Ninguno
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-1
Azimut de Buz / Buzamiento 130/68
Rumbo/Buzamiento N40E/68SE
Resistencia a comprensión simple R1: Muy Blanda (1-5 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
71
Continuidad Baja (1-3m)
Abertura Ancha (>10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-2
Azimut de Buz / Buzamiento 213/68
Rumbo/Buzamiento N57W/68SW
Resistencia a comprensión simple R0: Extremadamente blanda (0.25-1 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Moderada (3-10m)
Abertura Ancha (>10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
o Unidad Areniscas (U14)
Tabla 20 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Areniscas, Portal Norte.
Familia E-1
Azimut de Buz / Buzamiento 209/07
Rumbo/Buzamiento N61W/07SW
Resistencia a comprensión simple R2: Blanda (5-25 MPa)
Espaciamiento Juntas (0.06-0.2mm)
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Abierta (0.5-2.5mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Ninguno
Agua Ligeramente húmedo
Familia E-2
Azimut de Buz / Buzamiento 002/09
Rumbo/Buzamiento N88W/09N
Resistencia a comprensión simple R3: Moderadamente dura (25-50 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
72
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Muy cerrada (<0.1 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Ninguno
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-1
Azimut de Buz / Buzamiento 242/62
Rumbo/Buzamiento N28W/62SW
Resistencia a comprensión simple R2: Blanda (5-25 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Moderada (3-10m)
Abertura Moderadamente abierta (2.5-10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(>5mm)
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-2
Azimut de Buz / Buzamiento 82/63
Rumbo/Buzamiento N08W/63NE
Resistencia a comprensión simple R3: Moderadamente dura (25-50 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Muy baja (<1m)
Abertura Ancha (>10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Ninguno
Agua Ligeramente húmedo
PORTAL SUR
o Unidad Areniscas (U14)
Tabla 21 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Areniscas, Portal Sur
Familia E-1
Azimut de Buz / Buzamiento 194/07
Rumbo/Buzamiento N76W/07SW
73
Resistencia a comprensión simple R2: Blanda (5-25 MPa)
Espaciamiento Juntas (0.06-0.2mm)
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Muy cerrada (<0.1 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-1
Azimut de Buz / Buzamiento 179/59
Rumbo/Buzamiento N89E/59S
Resistencia a comprensión simple R2: Blanda (5-25 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Baja (1-3m)
Abertura Moderadamente abierta (2.5-10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-2
Azimut de Buz / Buzamiento 227/73
Rumbo/Buzamiento N43W/73SW
Resistencia a comprensión simple R2: Blanda (5-25 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Baja (1-3m)
Abertura Moderadamente abierta (2.5-10mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
o Unidad Brechas (U13)
Tabla 22 Resumen de los parámetros geomecánicos de las discontinuidades para la Unidad
Brechas, Portal Sur.
Familia E-1
Azimut de Buz / Buzamiento 210/13
Rumbo/Buzamiento N60W/13SW
74
Resistencia a comprensión simple R4: Dura (50-100 MPa)
Espaciamiento Separadas (0.6-2mm)
Continuidad Muy alta (>20m)
Abertura Muy ancha (10-100 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
Familia D-1
Azimut de Buz / Buzamiento 165/50
Rumbo/Buzamiento N75E/50SE
Resistencia a comprensión simple R4: Dura (50-100 MPa)
Espaciamiento Moderadamente juntas (0.2-0.6mm)
Continuidad Baja (1-3m)
Abertura Muy ancha (10-100 mm)
Rugosidad Plana Rugosa
Meteorización Ligeramente meteorizada
Relleno Qz, calcita Duro(<5mm)
Agua Ligeramente húmedo
En total se levantaron 161 estaciones geomecánicas, que permitieron identificar mediante la
aplicación de geoestadística, los planos de las discontinuidades principales y las características
geomecánicas que rigen la estabilidad de un macizo rocoso. Los datos de frecuencias altas
permiten clasificar el macizo rocoso, usando la clasificación geomecánica empírica de
Bieniawski, 1989. Como resultado se obtiene valores que se detallan en la tabla siguiente:
Tabla 23 Resumen de la calidad de macizo rocoso por Unidad litológica, RMR-Bieniawski,
1989
Ubic. Litología Simb. RMR
Básico
Calidad
(Clase)
RMR
Corregido
Calidad
(Clase)
Cohesión
MPa
Ángulo de
fricción
Portal
Norte
Tobas U1 52 III-MEDIA 47 III-MEDIA 0,2-0,3 25-35°
Areniscas U14-15 50 III-MEDIA 40 IV-MALA 0,1-0,2 15-25°
Portal
Sur
Areniscas U14-16 49 III-MEDIA 39 IV-MALA 0,1-0,2 15-25°
Brechas U13 62 II-BUENA 53 III-MEDIA 0,2-0,3 25-35°
75
El análisis del RMR para cada Unidad litológica (tobas, areniscas y brechas), presenta una
calificación de roca entre clase III y clase IV, con una cohesión entre 0,1-0,3 Mpa y un ángulo
de fricción entre 15 y 35º. La zonificación geotécnica evidenciara el porcentaje, en función
de la longitud total del túnel.
5.3 Resistencia y deformabilidad del macizo rocoso y de las discontinuidades
Para determinar los parámetros resistentes y el módulo de deformación, se utiliza el software
RocData Versión 4.014, que utiliza el Criterio de Hoek y Brown (2002), Barton – Bandis (1990),
en base a las propiedades de la matriz rocosa y de las discontinuidades.
Para la determinación de los parámetros resistentes de las unidades toba, arenisca, brechas, se
usa como datos de entrada los siguientes valores:
• Peso específico de 0.016 MN/m3
• El valor de la resistencia a la compresión simple :3 MPa
• El índice geológico de resistencia: GSI= 45 (U. Tobas) y GSI=50 (U. Areniscas)
• Profundidad del Túnel: 94 m
El factor de perturbación para el macizo rocoso se lo asume como 0.4, para mantener un criterio
conservador. Los resultados de cada unidad se muestran en la Tabla 24, 25 y 26.
Tabla 24 Datos procesados y obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown, Roca
Fresca, Unidad Toba.
Hoek-Brown Classification
sigci 3 MPa
GSI 45
mi 13
D 0.4
Hoek-Brown Criterion
mb 1.11582
s 0.0008663
a 0.508086
Failure Envelope Range
Application Tunnels
sig3max 0.654085 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.115168 MPa
0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
-0,2 0 0,2 0,4 0,6 0,8 1 1,2
Sh
ear
stre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
76
phi 28.2687 degrees
Rock Mass Parameters
sigt -0.00232913 MPa
sigc 0.0834053 MPa
sigcm 0.412465 MPa
Em 1039.08 MPa
Tabla 25 Datos procesados y obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown, Roca
Fresca, U. Arenisca
Hoek-Brown Classification
sigci 3 MPa
GSI 50
mi 17
D 0.4
Hoek-Brown Criterion
mb 1.82407
s 0.0016446
a 0.505734
Failure Envelope Range
Application Tunnels
sig3max 0.664388 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.138956 MPa
phi 32.274 degrees
Rock Mass Parameters
sigt -0.00270483 MPa
sigc 0.117271 MPa
sigcm 0.535205 MPa
Em 1385.64 MPa
Tabla 26
Datos procesados y obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown, Roca Fresca, U.
Brechas.
Hoek-Brown Classification
sigci 15 MPa
GSI 48
mi 19
D 0.4
Hoek-Brown Criterion
mb 1.86453
s 0.00127263
a 0.506582
0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0,7
0,8
0,9
1
-0,2 0 0,2 0,4 0,6 0,8 1 1,2 1,4
Sh
ea
r s
tress
(M
Pa)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
0
0,2
0,4
0,6
0,8
1
1,2
1,4
1,6
1,8
2
-0,5 0 0,5 1 1,5 2
Sh
ea
r s
tress
(M
Pa
)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
77
Failure Envelope Range
Application Tunnels
sig3max 0.731955 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.252287 MPa
phi 45.1228 degrees
Rock Mass Parameters
sigt -0.0102382 MPa
sigc 0.512138 MPa
sigcm 2.68882 MPa
Em 2761.44 MPa
En la tabla 27, se resumen los parámetros obtenidos del criterio de rotura de Hoek y Brown para
la U. Tobas y U. Areniscas.
Tabla 27 Resumen de datos obtenidos con el criterio de rotura de Hoek y Brown para la
Unidad Toba y Arenisca.
Unidad
Litológica Simbología
Ángulo de
Fricción Cohesión
Módulo de
deformación
Resistencia
Tracción
Resistencia
Uniaxial
° C (MPa) Em (MPa) σt σc
Toba U1 28.27 0.115 1039.08 -0.0023 0.083
Areniscas U14-15 32.274 0.138 1385.64 -0.0027 0.117
Brechas U13 45.12 0.252 2761.44 -0.0102 0.512
Para correlacionar los parámetros resistentes de cohesión y ángulo de fricción determinados por
el método empírico de Hoek y Brown se realizó un muestreo selectivo de las unidades Toba y
arenisca dando como resultado lo siguiente
Tabla 28 Resumen de datos obtenidos
Unidad Litológica Simbología Ángulo de Fricción Cohesión
° C (MPa)
Toba U1 42 1.9
Areniscas U14-15 43 0.7
Finalmente, para el diseño se toma los datos determinados en laboratorio, ya que las muestras
tomadas representan las condiciones reales a la que va a estar sometido el túnel.
5.4 Índice SMR, romana (1985).
En base a las tablas descritas en el acápite cuatro se calcularon el SMR en función al RMR
básico y factores F1, F2 Y F3 propios de la zona.
78
SMR- Unidad Areniscas- Portal Norte: Rotura Cuña
Tabla 29 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Areniscas.
Unidad Areniscas- Portal Norte Cuña (D2/D49
Parámetros Valor Unidad Puntaje
Resistencia a la compresión simple 10.0 MPa 2
Indice de resistencia a la carga puntual MPa 0
RQD 60.00 % 13
Separación entre diaclasas 0.06-0.2 m 8
Longitud de las diaclasas >20 m 0
Abertura de las diaclasas <0.1 mm 5
Rugosidad de las juntas (muy rugosa, rugosa, leve, lisa, pulida) Ligeramente rugosa caract. 3
Tipo y espesor del relleno en las juntas: duro o (>5 o <5) mm Duro (<5 mm) caract. 4
Alteración (fresca, ligera, moderada, fuerte, descompuesta) Ligera caract. 5
Agua en las juntas (seco, húmedo,mojado, goteo, flujo) Ligeram húmedo caract. 10
GSI 45.00
SMR (Romana)
Talud Portal Norte: 17/63°= N73°WE°/63°NE Cuña: N20E/45°
Tipo de Rotura 3.00 caract. Cuña
Azimut del talud (as) 73.00 grados 73.00
Buzamiento del talud (bs) 63.00 grados 63.00
Azimut de las juntas (ai) 20.00 grados 20.00
Buzamiento de las juntas (ai) 45.00 grados 45.00
Método de excavación del talud ( * ) 4.00 caract. Voladura o Mecánico
F1 Ajuste Analítico 0.150 0.15
F2 Ajuste Analítico 1.00 1.00
F3 Ajuste Analítico -60.00 -60.00
F4 Ajuste Analítico 0.00 0.00
Clasificación geomecánica para taludes en roca (SMR) 41.00 41.00
Descripción Media, clase III Media, clase III
Condiciones generales de estabilidad en el talud:
Parcialmente estable, falla por cuñas, soporte sistemático
Medidas de Corrección
Reexcavación
Drenaje
Hormigón
Refuerzo
Protección
Sin Sostenimiento
Hoja de cálculo SMR
No Aplica
No Aplica
1 = Talud Natural; 2 = Precorte; 3 = Voladura Suave; 4 = Voladura o Mecánico; 5 = Voladura Deficiente
1= Planar(P); 2= Vuelco(T); 3= Cuña(W)
No Aplica
No Aplica
Hormigón Proyectado, Contrafuertes y/o vigas, Muros al pie
Anclajes
31°/39°
RMR Básico 50.00
79
SMR- Unidad Areniscas- Portal Norte: Rotura Vuelco
Tabla 30 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Areniscas.
Unidad Areniscas- Portal Norte Vuelco: D3
Parámetros Valor Unidad Puntaje
Resistencia a la compresión simple 10.0 MPa 2
Indice de resistencia a la carga puntual MPa 0
RQD 60.00 % 13
Separación entre diaclasas 0.06-0.2 m 8
Longitud de las diaclasas >20 m 0
Abertura de las diaclasas <0.1 mm 5
Rugosidad de las juntas (muy rugosa, rugosa, leve, lisa, pulida) Ligeramente rugosa caract. 3
Tipo y espesor del relleno en las juntas: duro o (>5 o <5) mm Duro (<5 mm) caract. 4
Alteración (fresca, ligera, moderada, fuerte, descompuesta) Ligera caract. 5
Agua en las juntas (seco, húmedo,mojado, goteo, flujo) Ligeram húmedo caract. 10
GSI 45.00
SMR (Romana)
Talud Portal Norte: 17/63°= N73°WE°/63°NE Vuelco: N89ºE/59ºS
Tipo de Rotura 2.00 caract. Vuelco
Azimut del talud (as) 73.00 grados 73.00
Buzamiento del talud (bs) 63.00 grados 63.00
Azimut de las juntas (aj) 89.00 grados 89.00
Buzamiento de las juntas (aj) 59.00 grados 59.00
Método de excavación del talud ( * ) 4.00 caract. Voladura o Mecánico
F1 Ajuste Analítico 0.525 0.70
F2 Ajuste Analítico 1.00 1.00
F3 Ajuste Analítico -25.00 -25.00
F4 Ajuste Analítico 0.00 0.00
Clasificación geomecánica para taludes en roca (SMR) 36.88 32.50
Descripción Mala, clase IV Mala, clase IV
Condiciones generales de estabilidad en el talud:
Inestable, falla planar y grandes cuñas, corrección importante
Medidas de Corrección
Reexcavación
Drenaje
Hormigón
Refuerzo
Protección
Sin Sostenimiento
Hoja de cálculo SMR
No Aplica
No Aplica
1 = Talud Natural; 2 = Precorte; 3 = Voladura Suave; 4 = Voladura o Mecánico; 5 = Voladura Deficiente
1= Planar(P); 2= Vuelco(T); 3= Cuña(W)
No Aplica
Superficial ó Profundo
Hormigón Proyectado, Contrafuertes y/o vigas, Muros al pie
Anclajes
179°/59°
RMR Básico 50.00
80
SMR- Unidad Tobas- Portal Norte: Rotura Planar
Tabla 31 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Tobas.
Unidad Tobas- Portal Norte E-2
Parámetros Valor Unidad Puntaje
Resistencia a la compresión simple 1.0 MPa 1
Indice de resistencia a la carga puntual MPa 0
RQD 60.00 % 13
Separación entre diaclasas 0.6-2 m 15
Longitud de las diaclasas >20 m 0
Abertura de las diaclasas <0.1 mm 5
Rugosidad de las juntas (muy rugosa, rugosa, leve, lisa, pulida) Ligeramente rugosa caract. 3
Tipo y espesor del relleno en las juntas: duro o (>5 o <5) mm Sin relleno caract. 6
Alteración (fresca, ligera, moderada, fuerte, descompuesta) Ligera caract. 5
Agua en las juntas (seco, húmedo,mojado, goteo, flujo) Ligeram húmedo caract. 10
GSI 53.00
SMR (Romana)
Talud Portal Norte: 17/63°= N73°WE°/63°NE E-2: 31°/39°=N59°W/39°NE
Tipo de Rotura 1.00 caract. Rotura Planar
Azimut del talud (as) 287.00 grados 287.00
Buzamiento del talud (bs) 63.00 grados 63.00
Azimut de las Juntas(aj) 301.00 grados 301.00
Buzamiento de las Juntas(aj) 39.00 grados 39.00
Método de excavación del talud ( * ) 4.00 caract. Voladura o Mecánico
F1 Ajuste Analítico 0.575 0.70
F2 Ajuste Analítico 1.00 0.85
F3 Ajuste Analítico -60.00 -60.00
F4 Ajuste Analítico 0.00 0.00
Clasificación geomecánica para taludes en roca (SMR) 23.52 22.30
Descripción Mala, clase IV Mala, clase IV
Condiciones generales de estabilidad en el talud:
Inestable, falla planar y grandes cuñas, corrección importante
Medidas de Corrección
Reexcavación
Drenaje
Hormigón
Refuerzo
Protección
Sin Sostenimiento
No Aplica
No Aplica
No Aplica
1 = Talud Natural; 2 = Precorte; 3 = Voladura Suave; 4 = Voladura o Mecánico; 5 = Voladura Deficiente
1= Planar(P); 2= Vuelco(T); 3= Cuña(W)
Tendido, muros de conteción
Superficial ó Profundo
Hormigón Proyectado, Contrafuertes y/o vigas, Muros al pie
Hoja de cálculo SMR
31°/39°
RMR Básico 58.00
81
SMR- Unidad Tobas- Portal Norte: Rotura Vuelco
Tabla 32 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal Norte de la Unidad Tobas.
Unidad Tobas- Portal Norte Vuelco: D2
Parámetros Valor Unidad Puntaje
Resistencia a la compresión simple 1.0 MPa 1
Indice de resistencia a la carga puntual MPa 0
RQD 60.00 % 13
Separación entre diaclasas 0.6-2 m 15
Longitud de las diaclasas >20 m 0
Abertura de las diaclasas <0.1 mm 5
Rugosidad de las juntas (muy rugosa, rugosa, leve, lisa, pulida) Ligeramente rugosa caract. 3
Tipo y espesor del relleno en las juntas: duro o (>5 o <5) mm Sin relleno caract. 6
Alteración (fresca, ligera, moderada, fuerte, descompuesta) Ligera caract. 5
Agua en las juntas (seco, húmedo,mojado, goteo, flujo) Ligeram húmedo caract. 10
GSI 53.00
SMR (Romana)
Talud Portal Norte: 17/63°= N73°WE°/63°NE D-2 213°/68° N57°W/68°SW
Tipo de Rotura 2.00 caract. Vuelco
Azimut del talud (as) 17.00 grados 17.00
Buzamiento del talud (bs) 63.00 grados 63.00
Azimut de las juntas (aj) 303.00 grados 303.00
Buzamiento de las juntas (aj) 68.00 grados 68.00
Método de excavación del talud ( * ) 4.00 caract. Voladura o Mecánico
F1 Ajuste Analítico 0.150 0.15
F2 Ajuste Analítico 1.00 1.00
F3 Ajuste Analítico -25.00 -25.00
F4 Ajuste Analítico 0.00 0.00
Clasificación geomecánica para taludes en roca (SMR) 54.25 54.25
Descripción Media, clase III Media, clase III
Condiciones generales de estabilidad en el talud:
Parcialmente estable, falla por cuñas, soporte sistemático
Medidas de Corrección
Reexcavación
Drenaje
Hormigón
Refuerzo
Protección
Sin Sostenimiento
Hormigón Proyectado, Contrafuertes y/o vigas, Muros al pie
Hoja de cálculo SMR
213°/68°
RMR Básico 58.00
No Aplica
No Aplica
Anclajes
Zanjas de pie, Varillas de pie o de talud, Redes y/o mallas
No Aplica
1 = Talud Natural; 2 = Precorte; 3 = Voladura Suave; 4 = Voladura o Mecánico; 5 = Voladura Deficiente
1= Planar(P); 2= Vuelco(T); 3= Cuña(W)
82
SMR- Unidad Tobas- Portal Sur: Rotura Cuña
Tabla 33 Memoria de cálculo, para determinar la calidad y medidas de corrección del Talud
Portal sur de la Unidad Tobas.
5.4.1 Resultados
Sostenimiento SMR (Romana, 1985)
Aplicando la clasificación geomecánica de talud, SMR (Romana, 1985 ), para evaluar la
estabilidad de los Taludes de los Portales Norte y Sur (Tabla 34 y 35), se obtuvo valores entre
22 y 54 puntos catalogándola como; clase de estabilidad III y IV o talud normal a mala
Unidad Areniscas- Portal Sur Cuña
Parámetros Valor Unidad Puntaje
Resistencia a la compresión simple 10.0 MPa 2
Indice de resistencia a la carga puntual MPa 0
RQD 60.00 % 13
Separación entre diaclasas 0.06-0.2 m 8
Longitud de las diaclasas >20 m 0
Abertura de las diaclasas <0.1 mm 5
Rugosidad de las juntas (muy rugosa, rugosa, leve, lisa, pulida) Ligeramente rugosa caract. 3
Tipo y espesor del relleno en las juntas: duro o (>5 o <5) mm Duro (<5 mm) caract. 4
Alteración (fresca, ligera, moderada, fuerte, descompuesta) Ligera caract. 5
Agua en las juntas (seco, húmedo,mojado, goteo, flujo) Ligeram húmedo caract. 10
GSI 45.00
SMR (Romana)
Talud Portal Norte: 214°/54°°= N73°WE°/63°NE Cuña: 230/45
Tipo de Rotura 2.00 caract. Vuelco
Azimut del talud (as) 304.00 grados 304.00
Buzamiento del talud (bs) 54.00 grados 54.00
Azimut de las juntas (aj) 230.00 grados 230.00
Buzamiento de las juntas (aj) 45.00 grados 45.00
Método de excavación del talud ( * ) 4.00 caract. Voladura o Mecánico
F1 Ajuste Analítico 3.847 0.15
F2 Ajuste Analítico 1.00 1.00
F3 Ajuste Analítico 0.00 0.00
F4 Ajuste Analítico 0.00 0.00
Clasificación geomecánica para taludes en roca (SMR) 50.00 50.00
Descripción Media, clase III Media, clase III
Condiciones generales de estabilidad en el talud:
Parcialmente estable, falla por cuñas, soporte sistemático
Medidas de Corrección
Reexcavación
Drenaje
Hormigón
Refuerzo
Protección
Sin Sostenimiento
Hoja de cálculo SMR
Zanjas de pie, Varillas de pie o de talud, Redes y/o mallas
No Aplica
1 = Talud Natural; 2 = Precorte; 3 = Voladura Suave; 4 = Voladura o Mecánico; 5 = Voladura Deficiente
1= Planar(P); 2= Vuelco(T); 3= Cuña(W)
No Aplica
No Aplica
Hormigón Proyectado, Contrafuertes y/o vigas, Muros al pie
Anclajes
230°/45°
RMR Básico 50.00
83
calidad respectivamente, con problemas de inestabilidad, donde el tratamiento sugerido se
fundamenta en la aplicación de medidas de corrección (Tabla 36):
Tabla 34 Resumen del cálculo de SMR en la Unidad Areniscas.
Talud Código Tipo Rotura SMR Clase
PORTAL NORTE D-2/D-4 Cuña 41 III
D-3 Vuelco 33 IV
PORTAL SUR D-3 / D-4 Cuña 50 III
Tabla 35 Resumen del cálculo de SMR en la Unidad Tobas.
Talud Código
Tipo
Rotura SMR Clase
PORTAL NORTE E-2 Planar 22 IV
D-2 Vuelco 54 III
PORTAL SUR - - - -
En la tabla 36 se delimita el rango de valores cálculados de SMR (22-54), teniendo como
resultado la intervencion del talud mediante la reexcavación del talud, instalación de drenaje,
refuerzo del talud con hormigón, distribución de refuerzos con la instalación de pernos de
anclaje y la instalación de malla para dar refuerzo al hormigón.
Tabla 36 Mediadas de corrección propuetas según SMR
Tomado de Romana, 1997.
Sostenimiento RMR (romana, 2000)
En la tabla 37 se exponen las recomendaciones de sostenimiento de talud frontal en
emboquille de túneles de Romana, 2000 en función del RMR. La calificación de RMR
corregido en los taludes de los portales es:
84
Talud Portal Norte (Areniscas Y Tobas) = RMRc: 42 (Clase IV)
Talud Portal Sur (Areniscas y Brechas) = RMRc: 46 (Clase III)
Tabla 37 Recomendaciones de emboquille de túneles
Tomado de Romana, 2000.
Finalmente, cotejando los dos métodos propuestos por Romana, 1984 y 2000, se concluye
que tratamiento ideal para los taludes de emboquille se fundamenta en:
Reexcavación: Tendido del talud (Geometría de 1H:2V)
Drenaje: Superficial (Drenes Californianos)
Hormigón: Proyectado (10-15 cm de hormigón proyectado)
Refuerzo: Anclajes (pernos sistemáticos de 6 m de longitud)
Protección: Redes y/o mallas de talud (Doble malla electrosoldada)
Hormigón
L(m) B/m2 S (m)
Proyectado
(cm)
100 la No No No No ®Opcional
90 Ib 3/4 <0,10 Ocasional No ®Sí
80 lIa 3/4 0,11 3x3 No ®Sí
70 llb 3/4 0,25 2x2 Ocasional ®Sí
60 Illa 4 0,44 1,5x1,5 Ocasional ®Sí
50 lllb 4/5 0,70 1,2x1,2 Ocasional ®Sí
40 IVa 5/6 1,00 1x1 0,10-0,15Malla
opcional
30 IVb 6 1,50 0,8x0,8 0,15-0,20 Malla simple.
20 Va No No No 0,20-0,25Malla simple
o doble
10 Vb No No No 0,25-0,30 Malla doble
Bulones
RECOMENDACIONES DE EMBOQUILLE DE TÚNELES (ROMANA, 2000)
CLASIFICACIÓN TRATAMIENTO TALUD FRONTAL
RMR ClaseRed ® /
malla
85
5.5 Análisis de estabilidad para los taludes de los portales
El desarrollo de este acápite tiene la finalidad de identificar las potenciales inestabilidades
y tipos de rotura posibles que se forman entre las discontinuidades del macizo rocoso con la
orientación de la ladera. El análisis cinemático permitió evaluar la potencial inestabilidad en
función de rumbo y buzamiento tanto del talud como de las discontinuidades.
Es propicio el desarrollo de este análisis en función de la geología estructural, debido a
que las discontinuidades condicionan la estabilidad de un macizo rocoso, por ser zonas de
debilidad. Para esto, es fundamental el modelo geológico de los dos portales, con la
identificación de la litología, niveles de meteorización, orientación de las discontinuidades,
posición del nivel freático. El objetivo de este acápite es proponer un tratamiento de
sostenimiento del talud frontal de emboquille, para garantizar su estabilidad incluso frente al
riesgo de roturas por debilitamiento de la sección durante la excavación del tramo inicial de
túnel.
5.5.1 Identificación de roturas, mediante análisis cinemático
El análisis cinemático de estabilidad se lo realiza en los taludes naturales donde se prevé
la construcción de los portales norte y sur del túnel vial de la Autopista Manuelita Sáenz, con
el objetivo de identificar las posibles inestabilidades producidas por los planos de
discontinuidades (estratificación y diaclasas). Este análisis se lo ejecuta atendiendo la
distribución geométrica de las discontinuidades (E-1, E-2, D-1, D-2, D-3, D-4) de cada
unidad geológica con respecto a los taludes (TPN, talud portal norte y TPS; talud portal sur)
en un estereodiagrama, considerado, además; los ángulos de rozamiento internos de cada
discontinuidad determinada en base a criterio de rotura empíricos de Barton-Bandis (1990).
Análisis Cinemático: Unidad Areniscas (U14-15)
Tabla 38 Resumen de la orientación, buzamiento, ángulo de fricción de las discontinuidades
evidenciadas en la Unidad Areniscas.
Análisis Cinemático de las discontinuidades en areniscas
Talud Portal Norte y SUR (TPN y TPS) vs
Discontinuidades
Plano
Azimut
Bz./Bz Rumbo/Bz
Ángulo
Fricción
E1 198º/07º N72ºW/07ºSW 32°
E2 360°/08º N90ºE/08ºN 32°
86
D1 235°/66º N35ºW/66ºSW 32°
D2 078º/61º N12ºW/61NE 32°
D3 179º/59º N89ºE/59ºS 32°
D4 307º/75º N37ºE/75ºNW 32°
TPN 17°/68° N73°W/68°NE
TPS 214°/54° N56°W/54°SW
Número Polos: 117
Figura 38 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Areniscas (U-14,15) del talud del Portal Norte.
a. Análisis cinemático donde se favorece la rotura por cuña, b. Análisis Cinemático donde se desarrolla la
rotura por vuelco. Fuente: Autor de la investigación
Figura 39 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Areniscas (U-14,15) del talud del Portal Sur,
donde se favorece la rotura por cuña. Fuente: Autor de la investigación.
Para la Unidad Arenisca (U14), se encontró el desarrollo de dos roturas: en el TPN la
rotura más frecuente se da por cuña y vuelco. En relación con el TPS la potencial
inestabilidad se da por rotura en cuña. (Tabla 39)
b. Rotura por vuelco a. Rotura por Cuña
87
Tabla 39 Resumen de roturas identificadas con el análisis cinemático en la Unidad
Areniscas.
Talud Código Tipo Rotura Dirección de Caída
Portal Norte D-2/D-4 Cuña N15°E
D-3 Vuelco N10°E
Portal Sur D-3 / D-4 Cuña S45°W
Análisis Cinemático: Unidad Tobas (U1)
Tabla 40 Resumen de la orientación, buzamiento, ángulo de fricción de las discontinuidades
evidenciadas en la Unidad Tobas.
Análisis Cinemático de las discontinuidades en Tobas
Talud Portal Norte y SUR (TPN y TPS) vs
Discontinuidades
Plano
Azimut
BZ/Bz Rumbo/Bz
Ángulo
de Fricción
E1 003º/07º N87ºW/07ºN 13°
E2 031º/39º N59ºW/39ºNE 13°
D1 130º/68º N40ºE/68ºSE 13°
D2 213º/68º N57ºW/68ºSW 13°
TPN 17°/68° N73°W/68°NE
TPS 214°/54° N56°W/54°SW
Número Polos: 53
Figura 40 Análisis Cinemático de estabilidad para la Unidad Tobas (U1) del talud del Portal Norte. a. Análisis
cinemático donde se favorece la rotura planar (E-2), b. Análisis Cinemático donde se desarrolla la rotura por
vuelco. Fuente: Autor de la investigación
a. Rotura por Planar b. Rotura por vuelco
88
Para la Unidad Toba (U1), se encontró el desarrollo de dos roturas para talud del portal
norte (TPN). La rotura más frecuente es la planar y en menor ocurrencia la rotura por cuña.
El análisis cinemático en la Unidad Tobas para el Portal Sur no evidencia el desarrollo de
mecanismo de rotura, es decir la distribución espacial de las discontinuidades (orientación y
buzamiento) no es favorable a la inestabilidad (Tabla 41).
Tabla 41 Resumen de roturas identificadas con el análisis cinemático en la Unidad Tobas.
Talud Código
Tipo
Rotura
Dirección de
Caída
PORTAL
NORTE
E-2 Planar N40°E
D-2 Vuelco N50°E
PORTAL SUR - - -
En conclusión, se podría argumentar que la estabilidad de los taludes (Portal Norte y Sur),
también es condicionada por la distribución espacial de las discontinuidades en relación con
la orientación del talud. Este análisis trata de evidenciar que la orientación de las
discontinuidades influye en la desestabilización. Esto no quiere decir que el movimiento en
masa sea únicamente del tipo traslacional, sino que la rotura también puede ser rotacional y
su desarrollo es la suma de todos los factores condicionantes y desencadenantes actuantes en
el macizo rocoso (Grado de meteorización, Estructuras Geológicas, Condiciones
Hidrogeológicas, Propiedades resistentes y deformacionales, cambio de tensiones naturales
y estado tenso-deformacional). Ver fotografía 12.
89
Fotografía 12 Corte de 30 metros en la zona de Cocotog /UTM: 789294E;9985253N), donde se expone la
secuencia estratigráfica de la Formación Chiche. Esta fotografía muestra la disposición de los plano
estratificación y su continuidad. Además, se observa la depositación periclinal de la Fm. Cangahua. Con línea
amarilla se marca el escarpe del movimiento es masa, donde su inestabilidad se forma por rotura en vuelco.
Para validar la inestabilidad identificada con el análisis cinemático, se utilizó el software
de equilibrio límite, RocPlane y Swedge de la firma Rocscience. Como datos de entrada se
utilizó:
Tabla 42 Datos para análisis de estabilidad: Unidad Areniscas
Geometría Talud
Descripción Unidad
Inclinación Talud: °
1H:2V
(63°)
Altura Talud m 9
AzBz Talud Portal Norte ° 17°
AzBz Talud Portal Sur ° 214°
Parámetros físico-mecánicos
Peso Específico t/m3 1.6
Ángulo de Fricción (ϕ) ° 32°
Fm
. C
hic
he
Am
bie
nte
flu
vio
-la
cu
stre
Fm
. C
an
ga
hu
a
Dep
ósi
tos
Vo
lcá
nic
os
Valles producto de
Erosión fluvial
Lomas con crestas
redondeadas por
erosión eólica
Escarpe del
deslizamiento
90
Cohesión t/m2 2.8
D-2, D-3, D-4
Contenido de Agua
Saturación % 10
Coeficiente Sísmico
Factor de Aceleración - 0.4
Figura 41 Talud Portal Norte- Unidad Areniscas, análisis de estabilidad para la cuña D-2/D-4. Factor de
seguridad 3.96. Fuente: Autor de la investigación
Figura 42 Talud Portal Sur-Unidad Arenisca, análisis de estabilidad para la cuña D-3/D-4. Factor de
seguridad 3.42. Fuente: Autor de la investigación
91
Tabla 43 Datos para análisis de estabilidad: Unidad Tobas
Geometría Talud
Descripción Unidad
Inclinación Talud: °
1H:2V
(63°)
Altura Talud m 9
AzBz Talud Portal Norte ° 17°
AzBz Talud Portal Sur ° 214°
Parámetros físico-mecánicos Tobas
Peso Específico t/m3 1.4
Ángulo de Fricción (ϕ) ° 13°
Cohesión t/m2 2
E-2, D-2
Contenido de Agua
Saturación % 10
Coeficiente Sísmico
Factor de Aceleración - 0.4
Como resultado del análisis determinístico entre el talud con la discontinuidad E-3 (rotura
tratamiento del talud frontal y emboquille del túnel planar), alcanza un Factor de Seguridad
de 1.52, considerando un factor de seguridad estable.
Figura 43 Portal Talud Norte – Unidad Areniscas. Análisis de estabilidad para rotura planar E-2. Distribución
de fuerzas desestabilizadoras a lo largo del plano de rorura. Factor de Seguridad: 1.52 (estable). Fuente:
Autor de la investigación
92
Figura 44 Descomposición de esfuerzos y geometría del talud. Fuente: Autor de la investigación
5.6 Modelo de estabilidad
5.6.1 Análisis de estabilidad -Equilibrio limite
El análisis de estabilidad por medio de equilibrio límite se utilizó el software SLIDE
V6.005. A continuación, se resumen las propiedades físico-mecánicas (Tabla 44) de los
materiales determinadas en base a la recopilación bibliográfica y ensayos de laboratorio,
que fueron utilizados para el análisis de estabilidad mediante el método de equilibrio
límite.
Tabla 44 Resumen de parámetros físico – mecánicos usados en el análisis de estabilidad
Grupo
Geotécnico Unidad Litológica Simb.
Peso
Específico
Ángulo de
Fricción Cohesión
KN/m3 ° KN/m2
GT-I Ceniza U3 11,00 30,00 28,00
Arcilla U18 12,05 23,00 38,00
GT-II Toba U1 14,20 42,00 186,32
GT-III
Lapilli U2 15,00 36,00 44,00
Arena Volcánica U5 18,00 32,00 20,00
Areniscas U14-
15 16,55 43,00 68,64
GT-IV Conglomerado U11 20,00 36,00 33,00
Brechas U13 19,00 36,00 54,00
Coluvial C 17,00 26,00 44,00
93
Para obtener los factores de seguridad de los taludes del portal norte y sur, se elaboró
perfiles pseudoestáticos longitudinales bajo tres escenarios:
Primer escenario: Perfil terreno natural Portal Norte y Portal Sur (Figura 45 y 46)
Corresponde al perfil del terreno natural para los portales norte y sur, donde se
observa la pendiente y morfología dejada por fenómenos de erosión (escorrentía
superficial, viento, temperatura, etc.).
Segundo escenario: Perfil talud / berma (Figura 47 y 48)
Para mejorar la estabilidad de los portales se cambió la geometría de la ladera por
taludes de 9m de alto, 3.4m de berma y una inclinación del talud de 1H: 2V (63º)
Tercer escenario: Perfil talud berma+ sostenimiento. (Figura 49 y 50) Para aumentar
la resistencia al corte y disminuir los efectos de la erosión, se aplica sostenimiento en
base a la instalación de Pernos de anclaje y Hormigón lanzado.
PRIMER ESCENARIO: Perfil terreno natural Portal Norte y Portal Sur
Perfil Portal Norte: PN-01
Figura 45 Portal norte en terreno natural. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación
Perfil Portal Sur: PS-01
94
Figura 46 Portal sur en terreno natural. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación
SEGUNDO ESCENARIO: Perfil talud / berma (Cambio de geometría)
Perfil Portal Norte: PN-02
Figura 47 Portal norte con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud. Software SLIDE V6.005.
Fuente: Autor de la investigación.
95
Perfil Portal Sur: PS-02
Figura 48 Portal Sur con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud. Software SLIDE V6.005.
Fuente: Autor de la investigación
TERCER ESCENARIO: Perfil talud berma+ sostenimiento (Pernos-Hormigón
lanzado)
Perfil Portal Norte: PN-03
Figura 49 Portal norte con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud + pernos pasivos de 6 m de
longitud + 15 cm de hormigón lanzado. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación.
96
Perfil Portal Sur: PS-03
Figura 50 Portal sur con talud de 9 m + bermas + inclinación de 63º en el talud + pernos pasivos de 6 m de
longitud + 15 cm de hormigón lanzado. Software SLIDE V6.005. Fuente: Autor de la investigación.
5.6.2 Sostenimiento para talud de los portales norte y sur
Para brindar la seguridad de los taludes a largo plazo (roturas mecánicas del tipo planar,
cuñas, vuelcos y roturas circulares) y proteger de la erosión, se propone la estabilización
mediante el cambio de geometría y elementos estructurales primarios:
Geometría
Talud Norte: Altura de 9 m, ancho de la berma de 3.4 m, inclinación de talud
1H:2V (63°).
Talud Sur: Peinado o desbanque (igualar pendiente) en pendiente de 1H:1V (45°).
Pernos de anclaje pasivos (inyección de lechada o resinas) sistemáticos, con
longitud de 6m. Espaciamiento de 2.00 x 2.00 m en posición tres bolillos y
resistencia a la ruptura de 114 kN.
Doble malla electrosoldada (100x100x5 mm)
Hormigón lanzado (RCS=25MPa) con espesor de 15 cm, en la siguiente
disposición: malla/10 cm de hormigón/malla/5 cm de hormigón
97
Drenes californianos (Tuvo PVC ranurado + Geotextil NT 1600) de 6m de
longitud. Diámetro de la perforación Ø= 76 mm y diámetro del tubo PVC Ø= 50
mm, con espaciamiento de 4.00 x 2.00
Se recomienda el diseño hidráulico de cunetas para controlar el agua de
escorrentía.
5.7 Paraguas de emboquille del túnel
“El paraguas es siempre una buena práctica y se recomienda en todos los casos, aunque
podría obviarse cuando la calidad del macizo rocoso es muy buena (80> RMR)”. (Romana,
EMBOQUILLES: INTERSECCIÓN DE TALUD Y TUNEL, 2005)
Para ofrecer seguridad en el inicio de la excavación, se propone la instalación de un
paraguas, que está formado por una serie de perforaciones en las cuales se puede introducir
distintos elementos metálicos resistentes y la inyección de lechada o cemento que rellenan
los huecos existentes entre la armadura y el terreno dando continuidad al mismo. Para
determinar el tipo de paraguas, se usa las recomendaciones de emboquille de túneles de
Romana, 2005; en base al valor de RMR (Bieniawski, 1989).
Fotografía 13 Perforaciones para instalación de paraguas y tratamiento de talud de emboquille. Fuente
(Ramírez, 2013)
Para determinar la calidad del macizo rocoso, se realizó la calificación en afloramientos
cercanos a los portales, teniendo valores de RMR entre 40 y 50, correspondiendo a rocas de
98
clase III (media) y IV (mala), donde su correspondiente paraguas seria del tipo medio (Figura
51).
Tabla 45 Uso de clasificaciones geomecánicas en las boquillas de túneles. Modificado
de Romana 2000
Tipo de Paraguas Descripción
Paraguas ligero (60
< RMR)
Constituido por bulones de φ 32 de acero corrugado (o por barras de acero especial) y de 6 a
9 metros de longitud, colocados dentro de una perforación de 21/2″ (67 cm). El espacio entre
la barra y la perforación se rellena con lechada de cemento (nunca con resina). La longitud
máxima es de 9 m y las barras son únicas sin solapes ni prolongaciones. La distancia usual
entre las perforaciones varía entre 0.5 y 1 m. Conviene que las barras estén provistas de
centradores.
Paraguas medio (30
< RMR < 70)
Constituido por micropilotes de tubo metálico de diámetro exterior igual o inferior a 90 mm
y espesor igual o inferior a 7 mm. Estos tubos se introducen en perforaciones de diámetro
inferior a 6” (150 mm) y se rellenan interior y exteriormente con mortero, que puede aplicarse
con una ligera presión. La distancia entre ejes de micropilotes oscila entre 40 y 70 cm. La
longitud de estos paraguas varía entre 9 y 20 m. Para longitudes mayores de 9 m es preciso
adicionar tubos por un sistema de rosca macho-hembra (la resistencia a flexión disminuye
mucho en la sección roscada) o con manguitos exteriores. Generalmente los micropilotes
asoman algo en cabeza y se arriostran con una viga de hormigón armado de directriz curva,
paralela al límite teórico de la sección de emboquille.
Paraguas pesado
(RMR< 30)
Puede estar constituido por micropilotes de tubo metálico de diámetro exterior superior a
90 mm y espesor superior a 7 mm, introducidos en perforaciones de diámetro superior a 6
“(150 mm), rellenas interior y exteriormente por lechada que puede aplicarse con una ligera
presión, o bien inyectarse con la técnica de los tubos-manguito. La distancia entre los ejes de
micropilotes es menor de 50 cm. La longitud de los paraguas pesados es, como mínimo de 20
m y está limitada técnicamente por la capacidad para mantener el paralelismo entre
perforaciones próximas. Aunque se han citado paraguas de hasta 40 m de longitud la práctica
habitual rara vez excede de 20-25 m. Debe estudiarse la resistencia a flexión de los solapes
de tubos (reforzándola con manguitos exteriores). Las cabezas de los micropilotes deben
arriostrarse con una viga de hormigón armado. Un método antiguo de construcción de
paraguas pesados sustituía los micropilotes por carriles ferroviarios, pero la longitud de los
paraguas de carriles estaba limitada por la capacidad de perforación. El sistema fue
ampliamente usado por ferroviarios, pero actualmente está en desuso, aunque puede
encontrarse en casos de reparación de túneles ferroviarios
Paraguas de jet-
grouting
En terrenos sin cohesión el paraguas puede construirse mediante columnas de jet-grouting,
utilizando el método llamado de Jet 1 (con inyección a presión solo de lechada) porque la
presión de aire y/o agua en los métodos llamados de Jet 2 o Jet 3 suele ser perjudicial para la
estabilidad del talud. La distancia entre ejes de columnas es la necesaria para que resulten
tangentes (o casi tangentes) entre sí y debe determinarse haciendo pruebas de inyección en
un talud semejante y próximo al frontal de la boquilla. Lo más usual es una distancia del
orden de 60-70 cm. La longitud de los paraguas de jet grouting suele variar entre 12 y 20 m
aunque se han construido paraguas de jet-grouting de hasta 25 m. En las columnas es
conveniente introducir una armadura, que suele ser un redondo corrugado, aunque a veces se
deja la tubería de inyección.
99
Figura 51 Recomendaciones de emboquilles en túneles. Donde se ubica el tipo de paraguas y tratamiento del
talud frontal. Fuente Romana 2000
5.8 Tratamiento del talud frontal y emboquille del túnel.
5.8.1 Sostenimiento para talud de los portales Norte y Sur.
Para brindar la seguridad de los taludes a largo plazo (roturas mecánicas del tipo planar,
cuñas, vuelcos y roturas circulares) y proteger de la erosión, se propone la estabilización
mediante el cambio de geometría y elementos estructurales primarios:
Hormigón
L(m) B/m2 S (m)
Proyectado
(cm)
100 la Opcional No No No No ®Opcional
90 Ib Opcional 3/4 <0,10 Ocasional No ®Sí
80 lIa Ligero 3/4 0,11 3x3 No ®Sí
70 llbLigero a
medio3/4 0,25 2x2 Ocasional ®Sí
60 Illa Medio 4 0,44 1,5x1,5 Ocasional ®Sí
50 lllb Medio 4/5 0,70 1,2x1,2 Ocasional ®Sí
40 IVa Medio 5/6 1,00 1x1 0,10-0,15Malla
opcional
30 IVb Pesado 6 1,50 0,8x0,8 0,15-0,20 Malla simple.
20 Va Pesado No No No 0,20-0,25Malla simple
o doble
10 Vb Pesado No No No 0,25-0,30 Malla doble
SE
CC
ION
CO
MP
LE
TA
CA
LO
TA
Y D
ES
TR
OZ
A
Red ® /
malla
Las líneas de trazas indican que el método es posible para el intervalo y se usa a veces.
NOTAS
GA
LE
RÍA
S M
UL
TIP
LE
S
CO
NT
RA
BÓ
BE
DA
GA
LE
RIA
CE
NT
RA
L
RECOMENDACIONES DE EMBOQUILLE DE TÚNELES (ROMANA, 2000)
CLASIFICACIÓN EXCAVACIÓN TRATAMIENTO TALUD FRONTAL
RMR Clase
El tipo de paraguas se describe en el cuadro adjunto
Las unidades para el bulonado son: L, longitud en metros (m); densidad de bulones por m2 (b/ m2 ) y s, espaciamiento en metros (m)
La unidad para el espesor de hormigón proyectado, e, es el centímetro (cm) El tipo de red y el uso de mallazo se discuten en el texto
Las líneas continuas indican que el método es apropiado para el intervalo y se usa frecuentemente.
Paraguas
Bulones
Secciones de excavación
100
Geometría
Talud Norte: Altura de 9 m, ancho de la berma de 3.4 m, inclinación de talud 1H:2V (63°).
Talud Sur: Saneo o desbanque (igualar pendiente) en pendiente de 1H:1V (45°).
Figura 52 a. Geometría talud portal sur. b Geometría talud portal norte. Fuente: Autor de la investigación.
Pernos de anclaje pasivos (inyección de lechada o resinas) sistemáticos, con longitud
de 6m. Espaciamiento de 2.00 x 2.00 m en posición tresbolillos y resistencia a la
ruptura de 114 kN.
Doble malla electrosoldada (100x100x5 mm)
Hormigón lanzado (RCS=25MPa) con espesor de 15 cm, en la siguiente disposición:
malla/10 cm de hormigón/malla/5 cm de hormigón
Drenes californianos (Tuvo PVC ranurado + Geotextil NT 1600) de 6m de longitud.
Diámetro de la perforación Ø= 76 mm y diámetro del tubo PVC Ø= 50 mm, con
espaciamiento de 4.00 x 2.00
Se recomienda el diseño hidráulico de cunetas para controlar el agua de escorrentía.
Figura 53 Taludes norte y sur cortes y detalles. Fuente: Autor de la investigación.
a b
101
Emboquille
A continuación, se detalla las especificaciones del paraguas (Anexo 10, 13A-16A):
Diámetro de perforación: 150 mm
Diámetro de la armadura: 90mm exterior
Tipo de acero: Micropilote (tubo metálico) de 7 mm de espesor de pared, con acero
de resistencia a la fluencia mínima de 240 MPa.
Longitud micropilote: 16 m
Sistema de inyección: Inyección de mortero fluido (25 MPa) a presión
Separación entre micropilotes: 0.70 m
Ubicación: Únicamente en bóveda
Número de micropilotes: 24 para cada emboquille
Inclinación con respecto a la horizontal: 10°
Terminado: Las cabezas (20 cm) de los micropilotes deberán estar arriostrados con
la construcción de una viga de amarre (hormigón armado). Esta diadema debe ser
paralela a la sección del túnel.
5.9 Análisis cinemático túnel (mecanismo de rotura: cuñas y planchas)
Al ser un medio estratificado, se considera que la potencial problemática de estabilidad se
dará también por la presencia de la discontinuidad horizontal (estratificación) cuya
persistencia supera los 20 m (alta continuidad) y espaciamientos entre 10 y 30 cm
(moderadamente juntas), que originan un comportamiento anisótropo del medio geológico.
Observaciones de campo, permitieron caracterizar a estas discontinuidades proveyendo que
durante la excavación estos estratos tenderán al pandearse (deformación) o despegarse /
separarse del resto de los estratos superiores (Figura 54)
Estratificación
a b
102
Figura 54 a) Esquema de la cuña 8, favoreciendo al desarrollo de la rotura por plancha b) Fotografía
panorámica de la estratificación, típica en el sector. Fuente: Autor de la investigación.
Al cortar diferentes unidades litológicas con contrastes de resistencia marcados (roca
externadamente blanda a blanda y suelos), se realiza la evaluación de formación de cuñas
únicamente a la Unidad Areniscas (abarca un 45% de la longitud total del túnel) en función
de la orientación del túnel, teniendo como resultado la incidencia de cuñas en el contorno de
la sección. Considerando la información (rumbo y buzamiento) sobre familias de
discontinuidades del macizo rocoso y parámetros de corte, se reconoció las potenciales cuñas
con ayuda del programa UNWEDGE, que permite visualizar en 3D las dimensiones de cuñas,
generadas por la intersección entre familias de discontinuidades que serán atravesadas en las
excavaciones subterráneas. Este software para el análisis necesita de datos de entrada,
mismos que se indican en la tabla 46.
La carga que actúa en el techo es sólo su propio peso, ya que, tras el despegue del techo,
dejan de actuar las fuerzas litostáticas de los estratos superiores. En estos casos, se puede
calcular la distribución de esfuerzos y momentos flectores en el techo teniendo en cuenta la
teoría de vigas y también mediante modelos numéricos. (Alejano, Muralha, & Pérez, 2018).
Figura 55 Medio estratificado, donde se observa el despegue del techo inmediato a la excavación en relación
del resto de los estratos superiores. Fuente (Abad & Huisa, 2011)
103
Por tal motivo, para el diseño del sostenimiento hay que prever el desarrollo de roturas
por plancha las cuales podrían generar una inestabilidad local (geometría de planchas
pequeñas < 1 m3) como a gran escala (> 10 m3) produciendo la generación de inestabilidad
desencadenando la formación de chimeneas y de posibles accidentes (Figura 55).
En las figuras 56 y 57 se exponen los diagramas obtenidos.
Para determinar las potenciales cuñas inestables, se realizó el análisis de combinación
entre las 6 discontinuidades de la Unidad Arenisca, teniendo un total de 20 conexiones de
cuñas. Donde la orientación de familias D-2 (78/61), D-3 (179/59) y D-4 (307/75) forman
cuñas de volumen considerable (Figura 56 y 57). La cuña más inestable es la C-8 ubicándose
en la bóveda del túnel donde su distribución espacial favorece a la geometría de una cuña
de gran volumen. En la figura 57 se observa todas las cuñas entre inestables y estables que
se generarían en la Unidad Areniscas.
Figura 56 a) Vista en 3D de las cuñas. b) Estereodiagrama, representando la cuña C-8 (inestable). Software
UNWEDGE. Fuente: Autor de la investigación.
En la figura 56 se observa el modelamiento de las cuñas en base a la disposición espacial
de las discontinuidades. La imagen esquematiza la configuración y ubicación de las
potenciales cuñas inestables (Factor de seguridad < 1.5); en total se desarrollaron cinco cuñas
formadas por las discontinuidades tipo juntas (D-2, D-3, D-4), donde la denominada cuña 8
es la más propensa a desestabilizar el techo del túnel vial, su ubicación se desarrolla en el
C
-8
a
)
b
)
104
centro de la bóveda centralizando su peso, provocando la disminución de la resistencia al
corte, favoreciendo a la inestabilidad, generando un posible desplazamiento y posterior
colapso, desencadenando la deformación por subsidencia y finalmente con la presencia de
factores condicionantes y desencadenantes formar una chimenea de colapso.
Al ser un medio estratificado, es posible que la cuñas no sean tan profundas, su buzamiento
verticalizado más bien ayudará a desestabilizar por el mecanismo de rotura en plancha, donde
la estratificación mantendrá una disposición sub-ortogonal con las discontinuidades que
conforman la cuña, generando un enrejado (compartimentan) al macizo rocoso.
En la tabla 46 se resumen: el factor de seguridad, volumen, peso datos geométricos de las
cuñas.
Tabla 46 Resumen de cuñas inestables y sus características. Unidad Areniscas
Cuña Código C-2 C-4 C-5 C-7 C-8
FS - 0.469 0.469 0.469 0.4694 0
Volumen m3 0.99 0.04 0.04 2.72 393.89
Peso MN 15.9 0.61 0.7 43.5 6302.2
Longitud-Z m 2.52 0.67 0.88 3.36 22.73
Longitud-Y m 0 0.08 0.09 0 9.9
Área en la
Excavación m2 1.18 0.17 0.14 2.43 128.8
Fuerza de
resistencia MN 5807.28 933.16 1333.05 1112.02 0
Fuerza de corte MN 12392.82 1991.16 2844.75 2373.03 0
Persistencia m
4) 3.31 m, 5)
1.55 m, 6)
2.84 m
4) 1.79 m,
5) 1.13 m,
6) 2.14 m
4) 1.42 m,
5) 1.47 m,
6) 2.08 m
4) 5.27 m,
5) 3.19 m,
6) 3.80 m
4) 17.83 m,
5) 19.48 m,
6) 23.66 m
Ubicación -
Hastial
derecho-
abajo
Hastial
derecho-
abajo
Hastial
izq-abajo
Hastial
izq-alto Bóveda
105
Figura 57 Vista isométrica, superior, frontal y lateral de las cuñas inestables, donde la cuña C-8 es la que
representa inestabilidad y riesgo en la Unidad Areniscas. Software UNWEDGE. Fuente: Autor de la
investigación.
5.10 Análisis tenso-deformacional en perfiles transversales.
Los datos de entrada para el análisis tenso-deformacional se basó en la información
geomecánica para cada litología presente en el modelo geológico como:
Propiedades resistentes (cohesión y ángulo de fricción)
Parámetros deformacionales (Módulo de deformación y coeficiente de Poisson)
Tensiones naturales del terreno
Fuerzas dinámicas
Cargas adicionales
Presencia de agua o presiones de agua
Orientación de las discontinuidades
Para el análisis hay que considerar la metodología de excavación, con el objetivo de
optimizar tiempos y sobre todo buscar la seguridad del personal. En acápites anteriores se
propone la construcción de túnel por el Método Austriaco que consiste en la excavación del
túnel por fases que son:
Excavación de la bóveda.
106
Sostenimiento del terreno con una capa de hormigonado proyectado y la instalación
de pernos sistemáticos que refuerza el terreno circúndate y sujetan las cerchas.
Excavación en destroza en uno de los hastiales que permite el paso maquinaria y se
prolonga el sostenimiento anteriormente instalado, uniendo a las cerchas y
completado con proyectado de hormigón. Durante este proceso se deja un desfase de
un pase mínimo de excavación para que un hastial permanezca apoyado.
Excavación del segundo hastial, igualmente prolongado los sostenimientos
correspondientes.
Una vez realizado la excavación y sostenimiento del túnel, se ejecuta el hormigonado
de la solera.
Finalmente, se realiza el revestimiento.
Los modelos tenso-deformacionales, muestran que, al ejecutar la excavación de los
túneles, se forma la plastificación del pilar que lo separa, produciendo altas deformaciones
que derivan en un colapso con la formación de una chimenea. Por lo tanto, al ser dos túneles
paralelos, y por la cercanía entre ellos (± 11 m), se tendría que avanzar desde dos frentes
diferentes, esto quiere decir, avanzar desde el sur hacia el norte con el túnel derecho y
simultáneamente avanzar desde el norte hacia el sur por el túnel izquierdo (Figura 58).
Figura 58 Dirección de avance para la construcción de los túneles. Fuente: Autor de la investigación.
Portal
Norte
Portal
Sur
Dirección de avance S-N
Dirección de avance
N-S
107
A continuación, se expone un ejemplo del perfil de la abscisa 42+800, donde se observa
las fases de excavación y sostenimientos para el túnel de la izquierda y posteriormente la
excavación y sostenimiento para el túnel de la derecha.
5.10.1 Modelo Tenso-Deformacional del perfil transversal - 42+800
A. MODELO GEOLÓGICO: En la figura 59, se observa la distribución espacial de
los contactos y la ubicación de la sección de excavación.
Figura 59 Modelo Geológico, donde se observa la estratificación como discontinuidad principal. Software
Phase2. Fuente: Autor de la investigación.
A. DATOS DE ENTRADA: Se refiere a parámetros fisco-mecánicos de cada unidad
litológica y características de los elementos estructurales (Tabla 47).
Tabla 47 Parámetros físico- mecánicos para cada unidad geológica.
GRUPO
GEOTÉCNICO Unidad Litológica Simbología
Peso
Específico
Ángulo
de
Fricción
Cohesión E ʋ
MN/m3 ° MPa MPa
GT-I
Ceniza U3 0.011 30 0.028 23.20 0.22
Limo Arenoso U16 0.014 28 0.052 20.31 0.29
Arcilla U18 0.012 23 0.038 15.51 0.39
108
Limolita U19 0.024 23 0.043 69.62 0.40
GT-II
Suelo Orgánico S-ST 0.008 17 0.027 21.18 0.27
Toba U1 0.014 42 0.186 21.24 0.29
Arena Lapilli U4 0.018 18 0.046 62.19 0.48
Arcillolita U17 0.021 8 0.050 18.84 0.35
GT-III
Lapilli U2 0.015 38 0.044 64.55 0.22
Arena Volcánica U5 0.018 21 0.049 22.39 0.30
Terraza U10 0.021 35 0.051 64.18 0.34
Areniscas U14-15 0.016 43 0.068 38.43 0.35
GT-IV
Brecha Volcánica U7 0.019 36 0.031 67.43 0.24
Piroclastos U8 0.019 37 0.030 65.84 0.29
Conglomerado U11 0.020 36 0.033 66.99 0.30
Microconglomerado U12 0.019 36 0.030 65.46 0.29
Brechas U13 0.019 36 0.054 66.99 0.31
B. EXCAVACIÓN TUNEL IZQUIERDO: En la figura 60 se observa el
comportamiento de la deformación total, alcanzando valores de 10 mm en la clave
del túnel, formando una zona plastificada; tendiendo a disminuir al alejarse de la
excavación. Esta deformación es indicativa de la descompresión del terreno donde el
mecanismo de rotura se prevé que sea por planchas. Por lo tanto, la instalación de
sostenimiento primario (pernos + hormigón lanzado) es justificado.
Figura 60 Túnel izquierdo excavado, en la bóveda se desarrolla la zona plastificada, provocando una
deformación máxima en la clave. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación.
Inicio plastificación
109
La figura 61 muestra el factor de seguridad que alcanza el material luego de ser excavado
con valores entre 1.58 dominando el contorno de la sección hasta 1.89 en el hastial derecho
del túnel.
Figura 61 Túnel izquierdo excavado, en el contorno se ubica factores de seguridad. Software Phase2. Fuente:
Autor de la investigación.
C. SOSTENIMIENTO Y REVESTIMIENTO DEL TUNEL IZQUIERDO
La Figura 62 muestra la ubicación de cada elemento estructural.
Iniciando por la proyección de hormigón lanzado reforzado (e= 20 cm, línea azul), al
contorno de la sección (anillo completo) de resistencia a la compresión simple de 35 MPa
con fibras de acero o malla electrosoldada.
Posteriormente con la instalación sistemática de 10 pernos de anclaje pasivos (Ø=25 mm)
en la bóveda del túnel (inyección de lechada o resinas) con resistencia a la ruptura de 114
kN; longitud de 6 m; separación de 2,0 x 2,0 m en disposición tres bolillos, cuya misión
es la de sostener las planchas (bloques tabulares) que pueden desencadenar la
desestabilización de la bóveda, limitando la descompresión del material.
Por último, se esquematiza con línea morada la colocación de perfiles (HEB-260 en
cobertera superior a los 60 m, y HEB-200 en cobertera menor a los 60 m) y el
revestimiento con hormigón estructural con espesor de 1m en la bóveda y 1.2 en los
hastiales, con resistencia a la compresión simple de 35 MPa para garantizar la estabilidad
a largo plazo.
110
Además, se indica al contorno de la sección la deformación máxima una vez instalado el
sostenimiento y revestimiento, alcanzando valores menores a los 5 mm en la bóveda hasta
7mm en los hastiales.
Figura 62 Túnel izquierdo excavado, sostenimiento + revestimiento de túnel. Software Phase2. Fuente: Autor
de la investigación.
D. EXCAVACIÓN TUNEL DERECHO: En la figura 63 se observa el
comportamiento de la deformación total, alcanzando valores de 10 mm en la bóveda
del túnel, formando una zona plastificada al rededor del pilar formado entre las dos
excavaciones tendiendo a incrementar la deformación en el túnel izquierdo. Por lo
tanto, el requerimiento de soporte debe ser inmediato en la bóveda del túnel derecho
iniciando por la zona plástica.
Figura 63 Excavación derecha, donde la zona plastificada se desarrolla en el pilar con deformaciones de hasta
40 mm. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación.
Avance del radio plástico
Avance de
plastificación
111
La figura 64 indica los factores de seguridad que alcanza el material luego de ser excavado
con valores entre 1.58 dominando el contorno de la sección hasta 1.89 en el hastial derecho
del túnel.
Figura 64 Excavación derecha, donde se evidencia de igual manera el avance de la plastificación con factores
de seguridad en el contorno de 0.95. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación.
E. SOSTENIMIENTO Y REVESTIMIENTO DEL TUNEL DERECHO:
La figura 65 muestra la ubicación de cada elemento estructural.
Iniciando por la proyección de hormigón lanzado reforzado (e= 20 cm, línea azul), al
contorno de la sección (anillo completo) de resistencia a la compresión simple de 35
MPa con fibras de acero o malla electrosoldada.
Posteriormente con la instalación sistemática de 10 pernos de anclaje pasivos (Ø=25
mm) en la bóveda del túnel (inyección de lechada o resinas) con resistencia a la
ruptura de 114 kN; longitud de 6 m; separación de 2,0 x 2,0 m en disposición tres
bolillos, cuya misión es la de sostener las planchas (bloques tabulares) que pueden
desencadenar la desestabilización de la bóveda, limitando la descompresión del
material.
Por último, se esquematiza con línea morada la colocación de perfiles (HEB-260 en
cobertera superior a los 60 m, y HEB-200 en cobertera menor a los 60 m) y el
revestimiento con hormigón estructural con espesor de 1m en la bóveda y 1.2 en los
hastiales, con resistencia a la compresión simple de 35 MPa para garantizar la
estabilidad a largo plazo.
Avance del radio
plástico
112
Además, se indica al contorno de la sección la deformación máxima una vez instalado el
sostenimiento y revestimiento para los dos túneles, alcanzando valores menores a los 10 mm
en la bóveda y hasta 7 mm en los hastiales.
Figura 65 Sostenimiento y revestimiento en los dos túneles, se observa el desarrollo de la plastificación en el
pilar y bóveda del túnel derecho con deformaciones de hasta 24 mm. Software Phase2. Fuente: Autor de la
investigación.
A pesar de tener deformaciones moderadas, una vez sostenido y revestido los túneles, los
factores de seguridad en el perímetro de las secciones alcanzan valores entre 1.89 y 1.58 en
condiciones pseudoestáticos. (Figura 66). Para mantener este escenario con factores de
seguridad conservadores es necesario manejar el agua subterránea, que no fue evidenciada
durante la cartografía geológica, pero la excavación puede llamar al cambio de líneas de flujo
hacia la cavidad provocando la descarga de posibles acuíferos colgados. Es conveniente en
la etapa de diseño definitivo, monitorear la posición de la superficie piezométrica (en caso
de existir) y el diseño de drenes para el túnel.
Figura 66 Factores de seguridad una vez sostenido y revestido los túneles. Software Phase2. Fuente: Autor de
la investigación.
Zona perturbada por
plastificación
113
La figura 67 evidencia el comportamiento general de deformación, se observa el avance
la zona plastificada, produciendo la posible deformación del terreno en superficie
(subsidencia) con asentamientos máximos de 17 mm, corroborando/cotejando lo calculado
con el método empírico de subsidencia de Madrid desarrollado en el Acápite 7, donde el
perfil 42+800 alcanzó una deformación máxima de 12 mm. Este pronóstico permite recalcar
que el monitoreo de las deformaciones durante y posterior al a construcción del túnel debe
ser constante, siendo imperiosa la instalación de una red de auscultación que permita en
tiempo real verificar los posibles asentamientos diferenciales con el afán de mitigar la
influencia de la excavación mediante la incorporación de tratamientos del terreno especiales.
Figura 67 Comportamiento de la deformación total en relación con la superficie. Software Phase2. Fuente:
Autor de la investigación.
La figura 68 permite definir si el sostenimiento y revestimiento propuesto es el adecuado.
El software Phase 2 analiza fallas por el actuar simultaneo de fuerzas cortantes con cargas
circunferenciales, y del mismo modo la combinación de momentos flectores y cargas
normales en cada sección del revestimiento (perfiles HEB-200 y HEB-260, concreto), en este
caso la mayor parte de la nube de puntos se encuentra dentro del factor de seguridad 1.25.
Hay que considerar que el software no permite el ingreso del acero de refuerzo que se diseñó
para contrarrestar este efecto de momento flector (varilla de Ø32@20cm) , es decir los puntos
que se encuentran fuera del factor de seguridad son contrarrestados con el hormigón
armando.
114
Figura 68 Diagrama de capacidad de soporte para el revestimiento constituido por perfil HB260E en conjunto con el hormigón estructural (1 m) para tres
envolventes de factor de seguridad de 1, 1.25 y 2. Un porcentaje bajo de puntos se encuentra fuera del FS:1, su ubicación está condicionada a un posible fallo en
el hastial. Software Phase2. Fuente: Autor de la investigación.
Posible fallo por
momento flector
Posible fallo por
momento flector
115
5.11 Tensión vertical del terreno sobre el túnel (solicitación natural)
Existe un conjunto diverso de teorías para la estimación de la carga de roca del terreno o
tensión vertical sobre una excavación subterránea, siendo el precursor Terzaghi (1946), quien
con el experimento de “Efecto de Arqueo”, del cual se deduce que la bóveda de un túnel es
cargada por un volumen de terreno que entra en descompresión al momento de excavar, y
está delimitado por una variación parabólica de altura Hp, la cual se mide en función de la
cobertura del túnel H (Abad & Huisa, 2011) (Figura 69).
Figura 69 Teoría de Terzaghi (1946). Fuente (Abad & Huisa, 2011).
De acuerdo con Terzaghi (1946) la tensión vertical o carga de roca a la que estaría
sometido el túnel, y más específicamente su bóveda o techo, está dado por la expresión:
𝑃𝑣 = 𝛾. 𝐻𝑝
El valor de la cobertura límite depende de las dimensiones de la sección de excavación y
de las características geomecánicas del terreno. En general, los valores correspondientes a
las dos coberturas límites se pueden estimar con las siguientes relaciones:
𝑪𝒐𝒃𝒆𝒓𝒕𝒖𝒓𝒂 𝒊𝒏𝒇𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓, 𝐻𝑖 = 𝑏 (50
𝐺𝑆𝐼)
𝑪𝒐𝒃𝒆𝒓𝒕𝒖𝒓𝒂 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒊𝒐𝒓, 𝐻𝑠 = 𝑏 (𝐺𝑆𝐼
5)
116
Donde Hi es el valor que delimita las secciones con coberturas bajas de las intermedias,
Hs es el valor que delimita las secciones con coberturas intermedias de las altas, b es el ancho
o diámetro equivalente del túnel y GSI es el índice de resistencia geológica de la roca, este
último uno de los principales métodos de caracterización geomecánica de terrenos (Perri,
2006). Para las zonas con coberturas bajas, la carga vertical sobre el túnel será igual a la carga
gravitacional 𝛾𝐻
De esta forma para el túnel propuesto de la Autopista Manuelita Sáenz, se tiene como Hi=
22.24 m y un Hs=142.32 m, considerando para ello un GSI promedio de 40 puntos, de
acuerdo con la base de datos de estaciones geomecánicas tomadas en los levantamientos de
campo en superficie tanto en la zona de los portales como en afloramientos tomados
lateralmente al eje del túnel; asimismo se tomó la base b de la sección del túnel conforme al
diseño de 17.79 m.
Con ello, de acuerdo con el perfil geológico – geotécnico, el 96% del túnel se sitúa dentro
del rango de coberturas intermedias (22.24 – 142.32 m), que comprende entre las progresivas
42+331.05 y 43+244.26, teniendo una cobertura máxima de entre 93.92 y 96.90 m en el
tramo entre las progresivas 43+017.88 y 43+092.20. Por otra parte, en las zonas de los
portales, se tienen coberturas bajas (< 22.24 m), extendiéndose desde el portal sur de
progresiva 42+307.96 hasta la progresiva 42+331.05, y desde el portal norte de progresiva
43+259.42 hasta la progresiva 43+244.26, correspondiendo estas coberturas al 4% respecto
de la longitud del túnel.
Una vez conocidas las coberturas límites del túnel en estudio, se puede determinar las
cargas verticales del terreno sobre el túnel, donde para los tramos de cobertura baja que
corresponde a las zonas de los portales, la tensión vertical del terreno sobre el túnel está dada
por la carga gravitacional, siendo para la zona del portal Sur una carga máxima de 𝑃𝑣 = 0.367
MPa y para la zona del portal Norte una carga máxima de 𝑃𝑣 = 0.401 MPa en el punto límite
inferior Hi.
En la tabla 48 se observa que en el punto de cobertura límite inferior Hi (Absc: 42+331.05
/ H= 22.24) para la zona del portal Sur, las secuencias litoestratigráficas que componen dicha
117
cobertura límite se componen desde la bóveda del túnel hacia la superficie, por Areniscas
(U14), Brechas (U13), Tobas (U1), Lapilli (U2) y depósitos coluviales (C).
Por otra parte, en la tabla 49 se observa que en el punto de cobertura límite inferior Hi
(Absc: 43+244.26 / H= 22.24) para la zona del portal Norte, las secuencias litoestratigráficas
que componen dicha cobertura límite se componen desde la bóveda del túnel hacia la
superficie, por Areniscas (U14), Conglomerados (U11) y Tobas (U1).
En el caso del tramo del túnel sometido a coberturas intermedias, como se señaló en
párrafos precedentes, la tensión vertical está dada por 𝑃𝑣 = 𝛾. 𝐻𝑝, donde Hp = α(b+h) y el
coeficiente de proporcionalidad lineal de Terzaghi según la ecuación propuesta (Perri, 2006),
es igual a α = 0.2593709103, empleando para ello un GSI promedio de 40 puntos y un mi =
17 según la cartilla de constante del carácter friccionante de los distintos tipos de roca del
software RocLab.. De esta forma considerando las unidades litoestratigráficas presentes
sobre la bóveda del túnel en el tramo de coberturas intermedias (42+331.05 y 43+244.26), se
obtuvo una tensión vertical 𝑃𝑣 = 0.732 MPa.
Tabla 48 Coberturas y tensión vertical en el límite inferior Hi de la zona Portal Sur
PO
RT
AL
SU
R (
Co
ber
tura
lím
ite
infe
rio
r H
i)
Progresiva Unidades Litológicas Densidad
(MN/m3) H (m) Pv (MPa)
42+331,05
Ceniza U3 0,01101 0,00000
Limo Arenoso U16 0,01403 0,00000
Arcilla U18 0,01112 0,00000
Limolita U19 0,02390 0,00000
Suelo Orgánico S-ST 0,00791 0,00000
Toba U1 0,01420 6,4909 0,09218
Arena Lapilli U4 0,01760 0,00000
Arcillolita U17 0,02126 0,00000
Lapilli U2 0,01481 0,9247 0,01370
Arena Volcánica U5 0,01820 0,00000
Terraza U10 0,02061 0,00000
Areniscas U14-15 0,01628 0,5004 0,00815
Brecha Volcánica U7 0,01934 0,00000
Piroclastos U8 0,01887 0,00000
Conglomerado U11 0,02016 0,00000
Microconglomerado U12 0,01918 0,00000
Brechas U13 0,01918 1,7717 0,03399
Coluvial C 0,01746 12,55 0,21916
22,24 0,36718
118
Tabla 49 Coberturas y tensión vertical en el límite inferior Hi de la zona Portal Norte
En la Tabla 50 se observan las secuencias litoestratigráficas de cobertura intermedia sobre la
bóveda del túnel y sus espesores H, tomando como referencia el punto de progresiva
43+017.88, donde se tiene el máximo espesor total de cobertura de 96.90 m sin considerar
12.45m de material litológico indiferenciado. Las secuencias litoestratigráficas que
componen dicha cobertura se componen desde la bóveda del túnel hacia la superficie, por
Areniscas (U14), Conglomerados (U11), Tobas (U1), Arena Volcánica (U5), Brechas (U13),
Ceniza (U3) y Lapilli (U2).
Tabla 50 Coberturas y tensión vertical en el tramo de coberturas intermedias, con
referencia en el punto de máxima cobertura en la progresiva 43+017.88
PO
RT
AL
SU
R (
Co
bertu
ra
lím
ite i
nfe
rio
r
Hi)
Abscisa Unidades Litológicas Densidad
(MN/m3) α
SECCIÓN TÚNEL H (m) σv (MPa)
b (Base) h (Altura)
43+017,88 Ceniza U3 0,01101
0,25937 17,79 9,12 2,2607 0,07685
Indiferenciado ? 12,4500
PO
RT
AL
NO
RT
E (
Co
ber
tura
lím
ite
infe
rio
r H
i)
Abscisa Unidades Litológicas Densidad
(MN/m3) H (m) Pv (MPa)
43+208,93
Ceniza U3 0,01101 0,00000
Limo Arenoso U16 0,01403 0,00000
Arcilla U18 0,01112 0,00000
Limolita U19 0,02390 0,00000
Suelo Orgánico S-ST 0,00791 0,00000
Toba U1 0,01420 2,0183 0,02866
Arena Lapilli U4 0,01760 0,00000
Arcillolita U17 0,02126 0,00000
Lapilli U2 0,01481 0,00000
Arena Volcánica U5 0,01820 0,00000
Terraza U10 0,02061 0,00000
Areniscas
U14-
15 0,01628 9,0665 0,14763
Brecha Volcánica U7 0,01934 0,00000
Piroclastos U8 0,01887 0,00000
Conglomerado U11 0,02016 11,1529 0,22488
Microconglomerado U12 0,01918 0,00000
Brechas U13 0,01918 0,00000
Coluvial C 0,01746 0,00000
22,24 0,40117
119
Limo Arenoso U16 0,01403 0,00000
Arcilla U18 0,01112 0,00000
Limolita U19 0,02390 0,00000
Suelo Orgánico S-ST 0,00791 0,00000
Toba U1 0,01420 48,3146 0,09911
Arena Lapilli U4 0,01760 0,00000
Arcillolita U17 0,02126 0,00000
Lapilli U2 0,01481 2,8355 0,10337
Arena Volcánica U5 0,01820 3,5449 0,06453
Terraza U10 0,02061 0,00000
Areniscas
U14-
15 0,01628 9,5945 0,11363
Brecha Volcánica U7 0,01934 0,00000
Piroclastos U8 0,01887 0,00000
Conglomerado U11 0,02016 12,3091 0,14071
Microconglomerado U12 0,01918 0,00000
Brechas U13 0,01918 5,5766 0,13387
Coluvial C 0,01746 0,00000
96,8859 0,73207
LITOLOGÍAS EN RASANTE
A partir del perfil geológico longitudinal (a lo largo del eje del túnel), se determinaron las
unidades litoestratigráficas por las cuales el túnel atravesaría, tomando como referencia su
rasante. En la tabla 51, se muestra la secuencia longitudinal de las unidades litoestratigráficas
alternantes y sus espesores aparentes, desde el portal Sur (progresiva 42+307.96) iniciando
en la Unidad Ceniza (U3), caracterizada por su color crema blanquecino, matriz soportada
de buen sorteo, con tamaño de las partículas de tipo areno-limosa y una relación matriz –
clastos (98% - 2%); y finalizando en el portal Norte (progresiva 43+259.42) con la Unidad
Toba (U1), caracterizada por su color crema blanquecino, sin presencia de material orgánico,
con una matriz de ceniza de tipo limo arenosa, mientras que los líticos corresponden a
fragmentos de andesitas, pómez; las partículas tienen distribución con buen sorteo y una
relación matriz – líticos (90% – 10%).
120
Tabla 51 Secuencias litoestratigráficas a nivel de la rasante del túnel, de acuerdo con el
perfil geológico – geotécnico
Unidad Litológica Simbología
Progresiva Longitud
Parcial (m)
Longitud
Total (m)
Ceniza U3
42+307,96 42+320,41 12,45
951,46
Brechas Chiche U13 42+320,41 42+323,28 2,87
Toba U1 42+323,28 42+331,89 8,61
Areniscas U14-15 42+331,89 42+338,74 6,85
Toba U1 42+338,74 42+350,47 11,73
Arena Volcánica U5 42+350,47 42+370,37 19,90
Toba U1 42+370,37 42+425,07 54,70
Conglomerado U11 42+425,07 42+453,51 28,44
Areniscas U14-15 42+453,51 42+482,14 28,63
Toba U1 42+482,14 42+496,23 14,09
Areniscas U14-15 42+496,23 42+510,31 14,08
Toba U1 42+510,31 42+551,37 41,06
Conglomerado U11 42+551,37 42+637,33 85,96
Areniscas U14-15 42+637,33 43+017,93 380,60
Arena Volcánica U5 43+017,93 43+031,76 13,83
Conglomerado U11 43+031,76 43+156,48 124,72
Arena Volcánica U5 43+156,48 43+172,13 15,65
Areniscas U14-15 43+172,13 43+258,01 85,88
Toba U1 43+258,01 43+259,42 1,41
En términos porcentuales de presencia de las unidades litoestratigráficas a lo largo de la
rasante del túnel, se tiene que el túnel atravesaría principalmente por dos unidades, la Unidad
Areniscas (U14-15) con el 54.24% del túnel y por la Unidad Conglomerados (U11) con el
25.13% del túnel; mientras que el restante 20.63% del túnel atravesaría por la Unidad Toba
(U1), Unidad Arena Volcánica (U5), Unidad Ceniza (U3) y Unidad Brechas Chiche (U13).
(Tabla 52 y Figura 70).
Tabla 52 Presencia porcentual y longitudinal de las secuencias litoestratigráficas a lo
largo de la rasante del túnel
Unidad
Litológica Simbología %
Longitud Parcial
(m)
Longitud Total
(m)
Toba U1 13,83 131,60
951,46
Ceniza U3 1,31 12,45
Arena Volcánica U5 5,19 49,38
Conglomerado U11 25,13 239,12
Brechas Chiche U13 0,30 2,87
Areniscas U14-15 54,24 516,04
PORTAL
SUR
PORTAL
NORTE
121
Figura 70 Relación porcentual de las unidades litoestratigráficas respecto de la longitud del túnel. Fuente:
Autor de la investigación.
5.12 Consideraciones y análisis comparativo para la selección del método de
excavación
En esta etapa de estudios de prefactibilidad, con base en los levantamientos geológicos de
superficie que permiten definir el contexto geológico alrededor del túnel propuesto, y
asimismo con sustento en las caracterizaciones geotécnicas de las unidades litológicas
definidas con la campaña de exploración de campo a nivel de superficie, es posible plantear
o estimar del método más eficiente para la excavación del túnel propuesto. No obstante, la
elección de uno u otro método de excavación, está no solo ligado al entorno geológico –
geotécnico, sino también a múltiples factores como sección del túnel a excavar, longitud del
mismo, costos operacionales, presupuestos de inversión, tiempos de ejecución, equipos e
insumos requeridos, factores socio ambientales, entre otros; razón por la cual se requiere de
un estudio pormenorizado de tipo técnico – económico que determine efectivamente la
viabilidad de la aplicación de uno u otro método de excavación subterránea.
A continuación, se plantea un análisis comparativo de los principales métodos de
excavación en túneles, así como sus ventajas y desventajas frente a la aplicación en el caso
del túnel propuesto para la autopista Manuelita Sáenz (Figura 71).
De la tabla comparativa, se concluye en base al nivel de investigación realizada
(Prefactibilidad), que el método de excavación apropiado para los materiales encontrados en
el mapeo de superficie es la excavación mecanizada con el uso de: rozadoras, martillos de
impacto o excavadoras convencionales, cuyas ventajas se exponen en la figura 71.
13,831,31
5,19
25,13
0,30
54,24
Unidades litoestratigráficas a lo largo de la rasante del túnel
Toba U1
Ceniza U3
Arena Volcánica U5
Conglomerado U11
Brechas Chiche U13
Areniscas U14-15
122
P ARÁME T RO S DE CO MP ARACIÓN T ÉCNICA
RE UT ILIZACIÓN DE MAQ UINARIA, E Q UIP O S ,
INS UMO S
T IE MP O S DE E XCAVACIÓN
T IE MP O P ARA P RE P ARAR LUG AR DE
E XCAVACIÓN (P O RT AL)
T IE MP O P O R ME T O DO LO G ÍA
CO NS T RUCT IVA
T IE MP O RE Q UE RIDO DE E XIS T IR
CO MP LE J IDAD G E O LÓG ICA ( RO CA
INE S T AB LE )
DE S G AS T E S O B RE LAS HE RRAMIE NT AS DE
CO RT E
AG UA
AMB IE NT AL
MÉT O DO DE E XCAVACIÓN
VENTAJA
DESVENTAJA
SEMEJANTE
_ Red u cción o p érd id a d e cob ertu ra s ob re el tún el (p os ib les
colap s os , ries g os d e p érd id as h u m an as y eq u ip os ). NOTA: s e
p u ed e red u cir e l ries g o con excavación en fas es , m étod o au s triaco
o b elg a.
_ S e p u d e reu tilizar p ara otros fren tes d e trab ajo u otro p royecto
s u b terran eo
_ Dis eñad a es p ecificam en te p ara u n m ed io g eológ ico y g eom etría
req u erid a_ Reu tilización d e la m aq u in aria en otros tún eles
_ Colap s o d el fren te d el tún el _ Colap s o d el fren te d el tún el_ E l fren te d el tún el es re ten id o p or la tu n elad ora ( p res ión en ru ed a
d e corte)
_ Excavación , extracción d e es com b ros y S on ten im ien to
s im u ltán eo
_ Rozad o, carg a , extracción d e s com b ros , in s talación d e s op orte ,
tra tam ien to d e in yección al avan ce
_ P eforación , carg a d e exp los ivos , volad u ra, ven tilación ,S an eo,
extracción d e es com b ros y la in s talación d e s op orte .
_ P oco tiem p o, h as ta 1 m es , h as ta realizar e l tra tam ien to d el ta lu d y
em b oq u ille d el tu n el
_ 3-20 d ías p or ap licación d e s os ten im ien to p es ad o ( p arag u as ,
p ern os , cerch as , m alla , h orm ig ón , d ren aje)
_Excavación en zon as con d u reza y
ab ras id ad m ayores a las es p ecificacion es d e la m aq u in a (cab eza
d e corte).
_ E l d is eño d e las ru ed as d e corte es ta en fu ción d el m od elo
g eológ ico, d e econ trar rocas con m ayor ab ras ición o res iten tecia , s e
n ecs eitaría e l cam b io con tin u o d e las ru ed as
_ Ren d im ien tos d e 3-9 m etros a l d ía ( d ep en d e d e la calid ad d e la roca) _ Ren d im ien tos d e 15 -50 m etros a l d ía
_ P oco T iem p o , h as ta 1 m es d e exis tir com p leg id ad g eológ ica _En tre 3 y 12 m es es en p rom ed io
_ En erg ía e léctrica (P lan ta d e en erg ía en b oca d e Tún el)
_ Ven tilad ores y m an g as d e Ven tilación
_ Rozad oras
_ En erg ía e léctrica (P lan ta d e en erg ía en b oca d e Tún el)
_ Ven tilad ores y m an g as d e Ven tilación
_ Tu n elad ora
_S ección com p leta , Metod o Au s triaco (p or fas es ), Métod o Belg a-
Mad rid
_ Macizos rocos os p referen tem en te en roca Clas e III, IV, V (m ayor
ren d im ien to)
_ Des fog u e d e ag u a s u b terran ea _ Au m en to d e p res ión d e p oro en el fren te d e la excavación _ Des fog u e d e ag u a s u b terran ea
_ Am ig ab le con el m ed io am b ien te
_ S ección com p leta , Metod o Au s triaco (p or fas es ), Métod o Belg a-
Mad rid_ S ección Com p leta y con tin u a
T IP O S DE T E RRE NO A E XCAVAR
_ Macizos rocos os p referen tem en te en roca Clas e I,II,III (m ayor
ren d im ien to)
_ Macizos rocos os p referen tem en te en roca Clas e III, IV, V (m ayor
ren d im ien to)
_ Am ig ab le con el m ed io am b ien te_ P os ib le con tam in ación d e acu iferos p or u s o d e exp los ivos (q u ím icos )
_ Macizos rocos os es cas am en te com p eten tes _ Macizos rocos os p oco com p eten tes
_ Macizos rocos m u y com p eten tes
_ Au m en ta cos tos p or m an o d e ob ra (log is tica a larg o p lazo) _ Min im iza cos tos p or m an o d e ob ra (log is tica a larg o p lazo)
CO S T O S
Observaciones
_ Las compraciones de este cuadro, se fundamentan en la experticia de los técnicos que redactan de este informe, ademas de bibliografía especializada ect.
_ Min im iza cos tos p or m an o d e ob ra (log is tica a larg o p lazo)
_ S ob recon s u m o d e Hórm ig ón p or s ob re excavación _ Op tim iza Hórm ig ón , s eccion es p erfilad as
_ Con s tru cción d e es tru ctu ras tem p orales o es p eciales (s os ten im ien to
p es ad os p or in certid u m b re en la g eolog ía)_ No n eces ita con s tru cción d e es tru ctu ras tem p orales
_ Econ óm icam en te factib le p ara lon g itu d es m en ores a la 1.5 km _ Econ óm icam en te factib le p ara lon g itu d es m ayores a 4.5 km
_ Men or con s u m o en h orm ig ón ,p or n o ten er s ob reexcavación ,
m ejor p erfilad o d e la excavación .
_ Con s tru cción d e es tru ctu ras tem p orales o es p eciales
(s os ten im ien to p es ad os p or in certid u m b re en la g eolog ía)
_ P or d efin ir
MAQ UINARIA
COMPARACIÓN DE LOS MÉTODOS DE EXCAVACIÓN SUBTERRÁNEA - TÚNEL VIAL
_ Ven tilad ores y m an g as d e Ven tilación
_ Can as tilla d e s ervicios
_ Req u iere m an o d e ob ra calificad a y certificad a ( p erforación ,
exp los ivos )
T RAB AJ O DE O P E RACIÓN
_ Mayor n úm ero d e op erad ores _ Men or n úm ero d e op erad ores (trab ajo m ecan izad o)
_ Req u iere m an o d e ob ra calificad a y certificad a
V D V D V
DIME NS IO NAMIE NT O_S eccion es circu lares_S eccion es d ivers as d e acu erd o al req u erim ien to
RE Q UE RIIE NT O DE S E RVICIO S B ÁS ICO S Y
E Q UIP O S
_ En erg ía e léctrica (P lan ta d e en erg ía en b oca d e Tún el)
_ Carg a d e exp los ivos (d in am ita , h id rog eles , em u ls ion es , cord ón d eton an te , e tc)
_ Eq u ip os d e p erforación (m artillos n eu m áticos , ju m b os , e tc)
_ Maq u in aria p es ad a: carg ad oras y volq u etas
_ Des b an q u e d e ta lu d es p ara acces o y em p ortalam ien to
_ Can as tilla d e s ervicios
_Lon g itu d es con s id erab lem en te exten s as d e tún el_Divers as lon g itu d es d e acu erd o al req u erim ien to
_ Maq u in aria p es ad a: carg ad oras , re troexcavad oras y volq u etas
_ Can as tilla d e s ervicios
_ Maq u in aria p es ad a: p u en te g rúa, carg ad oras y volq u etas
_ Men or n úm ero d e op erad ores (trab ajo m ecan izad o)
_ Req u iere m an o d e ob ra calificad a y certificad a
_ Ban d a tran s p ortad ora d e es com b ros _ Ban d a tran s p ortad ora d e es com b ros
_S eccion es d ivers as d e acu erd o al req u erim ien to
_De p referen cia lon g itu d es p eq u eñas d e tún el
_ S u elos con s olid ad os y n o con s olid ad os
E XCAVACIÓN CO NVE NCIO NAL E XCAVACIÓN ME CANIZADA O MAQ UINAS DE AT AQ UE P UNT UAL
_ La p oten cia en la cab eza d e corte p erm ite excavar
rocas d e h as ta 100 MP a
_ Ries g o p or m an ejo in ad ecu ad o d e exp los ivos (d u ran te carg a y
d eton ación )_ No u s a exp los ivos , u n icam en te en p eq u eños tram os
_ Altas vib racion es _Bajas vib racion es
_Con tru cción en s itios No p ob lad os p referen tem en te y p ob lad os con
altas res triccion es_ Con tru cción en s itios P ob lad os y No P ob lad os
RO ZADO RAS / MART ILLO S DE IMP ACT O /
E XCAVADO RAS CO NVE NCIO NALE S
_ Ries g o p or form ación d e b loq u es y cu ñas en b óved a y h as tia les
P E RFO RACIÓN Y VO LADURA T UNE LADO RAS (T B M)
_ Bajas vib racion es
_ Con s tru cción en s itios P ob lad os y No P ob lad os
D
_ Red im ien to d e 3-10 m etros a l d ía , avan ce con tin u o
_ 3-20 d ías p or ap licación d e s os ten im ien to p es ad o ( p arag u as , p ern os ,
cerch as , m alla , h orm ig ón , d ren aje)
O B RAS P RE LIMINARE S
_ No u s a exp los ivos , u n icam en te en p eq u eños tram os
_ S u elos con s olid ad os y n o con s olid ad os No s e recom ien d a
_ Des b an q u e d e ta lu d es p ara acces o y em p ortalam ien to
_ Con s tru cción d e p lataform a p ara arm ad o d e Tu n elad ora
_ Des b an q u e d e ta lu d es p ara acces o y em p ortalam ien to
_ Excavación m u y u n iform e, E l p ers on al n o es ta exp u es to al ries g o
d e in es tab ilid ad p or rotu ras d e cu ña, p lan ch a ect.
_ Ries g o p or form ación d e b loq u es y cu ñas en b óved a (excavación
irreg u lar)
_ Macizos rocos m u y com p eten tes
_ Macizos rocos os p oco com p eten tes
_ S u elos con s olid ad os y n o con s olid ad os
CRIT E RIO S DE S E G URIDAD
_ Al p as ar p or zon as in es tab les , la tu n elad ora p u d e as en tarce, y s u
reu b icacn ion p u d e d u rar s em an as h as ta m es es ), p or las m an iob ras
p ara levan tarla .
_ Los Barren os s on faciles d e ad q u irir y d e b ajo cos to
INCE RT IDUMB RE G E O LÓG ICA
_ P res en cia in es p erad a d e fallas g eológ icas (d ep ren d im ien tos y/o
colp as o d el fren te d e excavación ) -------- (s e p u ed en tom ar correctivos ,
tiem p os recu p erab les )
_ P res en cia in es p erad a d e fallas g eológ icas (d ep ren d im ien tos y/o
colp as o d el fren te d e excavación ) ------- (en tram p am ien to d e
tu n elad ora, cae p rod u cción )
_ P res en cia in es p erad a d e fallas g eológ icas (d ep ren d im ien tos y/o
colp as o d el fren te d e excavación ) --------- (s e p u ed en tom ar
correctivos , tiem p os recu p erab les )
_ Zon as d e terren os con u n a d u reza y ab ras ivid ad elevad as (au m en to
d e carg a exp los iva)
_ Zon as d e terrren os con u n a d u reza y ab ras ivid ad elevad as
(Des g as te exces ivo en cortad ores , cam b ios con tín u os d e los
m is m os , au m en to d e m an ten im ien to, p érd id a d e p rod u cción )
_ Zon as d e terrren os con u n a d u reza y ab ras ivid ad elevad as
(Des g as te exces ivo en p icas , cam b ios con tín u os d e los m is m os ,
au m en to d e m an ten im ien to, p érd id a d e p rod u cción )
_ Red u cción o p érd id a d e cob ertu ra s ob re el tún el (p os ib les colap s os ,
ries g os d e p érd id as h u m an as y eq u ip os ). NOTA: s e p u ed e red u cir e l
ries g o con excavación en fas es , m étod o au s triaco o b elg a.
_ Red u cción o p érd id a d e cob ertu ra s ob re el tún el (tu n elad oras
d ob le es cu d o con s os ten im ien to con tín u o con d ovelas p rovee
s eg u rid ad al fren te)
Figura 71 Análisis comparativo de los principales métodos de excavación en túneles, ventajas y desventajas frente a la
aplicación en el caso del túnel propuesto para la autopista Manuelita Sáenz. Fuente: Autor de la investigación.
123
5.13 Diseño estructural del revestimiento y portal de los túneles
El diseño estructural se fundamenta en el análisis de dos secciones críticas del túnel y los
portales ingreso y salida de la autopista Manuelita Sáenz que son:
Perfil Abscisa 42+340: Se ubica en el extremo sur de la obra subterránea, con una
cobertera de 31 metros sobre la bóveda de túnel. En el modelo geológico (perfil
transversal) se interpreta la disposición estratigráfica de la secuencia lacustre de la
Formación Chiche con unidades geológicas con parámetros resistentes relativamente
bajos (roca dúctil de baja resistencia y poco consolidada). El análisis estructural se lo
efectuó bajo parámetros de diseño bibliográficos (geológico – geotécnico) que permiten
condicionar el espesor del hormigón estructural, diámetro del acero de refuerzo,
persiguiendo la estabilidad del túnel a largo plazo.
Perfil Abscisa 43+000: Se ubica al norte de la obra subterránea, donde se desarrollan
las coberturas más potentes (80 y 96 m) sobre la bóveda de túnel. En el modelo
geológico (perfil transversal) se interpreta la disposición estratigráfica de la secuencia
lacustre de la Formación Chiche, en este sector se asume la proyección estratigráfica
de bajo ángulo de la unidad areniscas donde el material geológico presenta un
comportamiento de roca de baja resistencia. El cálculo estructural define la colocación
de revestimiento de hormigón armado con espesor variables entre 1 y 1.20 metros, este
aumento de espesor está ligado a resultados del software de elementos finitos donde lo
momentos flectores se ubican fuera del factor de seguridad, siendo susceptible al fallo.
Los datos de la cartografía geológica del sector, usados son:
- Altura de carga sobre la clave del portal.
- Peso específico del suelo.
- Capacidad portante del suelo; entre otros.
- Distribución espacial de los contactos (disposición estratigráfica)
Con los insumos o datos de entrada, se procedió a modelar dos secciones críticas del túnel
y los portales de ingreso y salida, en el software de elementos finitos SAP2000 V20.1.0., de
acuerdo con la geometría planteada en el proyecto vial. Dicho software permite obtener
solicitaciones que se generan en los elementos estructurales de hormigón armado como son:
- Fuerza axial.
- Cortantes.
124
- Momento flector.
Que se producen como resultado de la aplicación de estados de carga definidos para cada
una de las estructuras planteadas.
En la solera, los diagramas de deformación obtenidos en base a cargas de servicio permiten
identificar que dichas deformaciones están dentro de los rangos admisibles propuestos en el
estudio de suelos, y a la vez permiten determinar la capacidad resistente requerida en el suelo
de cimentación.
El diseño de los elementos estructurales se realizó mediante la teoría de última resistencia,
la cual básicamente consiste en la aplicación de factores de mayor acción a los estados de carga
planteados, y una disminución en la capacidad resistente de los materiales.
En la bóveda se obtuvieron deformaciones longitudinales (deflexiones) con cargas de
servicio, y se verificó que las mismas estén dentro del rango admisible.
Los diagramas de momentos obtenidos permiten diseñar la cantidad de acero de refuerzo
necesario para absorber los momentos flectores, mientras que los diagramas de corte y fuerza
axial permitirán diseñar el espesor de las secciones de hormigón; que combinados permiten
afinar la resistencia especificada a la compresión a los 28 días del hormigón.
Finalmente, los diseños realizados se basan en el cumplimiento de la normativa local vigente
(NEC-15) y normativa internacional aplicable a este tipo de estructuras (AASHTO LRFD
2014).
Figura 72 Geometría de los portales de entrada y salida del trazado del túnel. Fuente: Autor de la investigación.
125
En resumen, el diseño del revestimiento resultante se basaría en la construcción de hormigón
estructural al contorno de la sección con espesor de 1m en la bóveda y 1.2 en los hastiales, si
la cobertera es superior a los 60 m. Y espesor de 1 m tanto en bóveda como en hastiales al tener
una cobertera menor a los 60 m. Resistencia a la compresión simple de hormigón de 35 MPa,
armando con acero de refuerzo de Ø=32@20-10cm.
126
CAPITULO VI
6. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
6.1 Conclusiones
La litología de la zona de implantación del túnel vial se encuentra entre dos secuencias
sedimentarias, teniendo así en la base una serie de rocas sedimentarias sub-horizontales,
correspondientes a la Formación Chiche, las cuales presentan una ligera meteorización,
con espesores variables; en el techo en cambio dominan rocas sedimentarias de caída
correspondiente a la Formación cangahua.
La morfología en la zona donde se plantea la excavación subterránea es del tipo llanura
de depósitos volcánicos donde la pendiente es muy baja a baja (2% al 15%), la cual se
encuentra limitada por dos quebradas disectadas por influencia de erosión fluvial aquí
los procesos geodinámicos denudativos son dominantes y los procesos acumulativos
son muy limitados, ya que las fuertes pendientes del curso superior y medio provocan
una restringida acumulación de sedimentos en el cauce y riveras de las quebradas.
La estructura de mayor dominio es la estratificación la misma que se caracteriza por ser
subhorizontal en depósitos de la Formación Chiche, con un rumbo preferencial en
sentido O-E y buzamientos bajos, mientras en la formación Cangahua la estratificación
es variable puesto que la depositación es periclinal, sin embargo, en el portal norte
indica un rumbo preferencial de NW-SE y buzando hacia el NE, dirección similar al de
la ladera
El ambiente de formación de la secuencia estratigráfica de los sedimentos de la F.
Chiche conforma estratos rítmicos de material de granulometría fina, media y gruesa
que se encuentran intercalados, con inclinación sub-horizontales, rellenando la cuenca
y configurando una geomorfología con pendientes bajas y colinas onduladas y
fuertemente disectadas por la acción del agua y el viento. Es decir, la influencia de
factores geológicos estructurales (baja resistencia de los materiales y orientación de las
discontinuidades) son condicionantes para el desarrollo de una obra subterránea. Por lo
tanto, la investigación geológica-geotécnica en la fase de factibilidad y diseño es
obligatoria. Si se conserva un nivel de incertidumbre alto los factores geológicos
condicionaran técnica o económicamente el desarrollo de la obra, incurriendo en costos
no considerados en el diseño definitivo.
127
Durante la cartografía geológica se observaron capas de diferentes potencias y
resistencias; algunos niveles se comportan como roca de baja competencia (areniscas,
brechas, conglomerados) donde la resistencia a la compresión simple obtenida
mediante índices de campo las posiciona entre R1 Y R2 (1-25 MPa). Además, es
evidente en toda la secuencia el desarrolla capas débiles; se trata de materiales no
consolidados (lapilli, arenas, arcilla) que se encuentran alternado con los materiales
consolidados. Esta diferencia de competencias sumado a los planos de discontinuidad
extensamente persistentes (estratificación) y demás parámetros desfavorables de las
discontinuidades (rugosidad, relleno, separación, meteorización, contenido de agua,
orientación) incitan a causar inestabilidad del macizo rocoso.
Para brindar la seguridad de los taludes a largo plazo (roturas mecánicas del tipo planar,
cuñas, vuelcos y roturas circulares) y proteger de la erosión, se deberá realizar una
estabilización mediante elementos estructurales primarios y el cambio de geometría de
los taludes, siendo así en el portal norte la ejecución de bermas y una inclinación del
talud de 63º y en portal sur, peinado, desbanque y una inclinación de la pendiente de
25º.
Se concluye en base al nivel de investigación realizada (Prefactibilidad), que el método
de excavación apropiado para los materiales encontrados en el mapeo de superficie es
la excavación mecanizada con el uso de: rozadoras, martillos de impacto o excavadoras
convencionales
El diseño del revestimiento resultante se basaría en la construcción de hormigón
estructural al contorno de la sección con espesor de 1m en la bóveda y 1.2 en los
hastiales, si la cobertera es superior a los 60 m. Y espesor de 1 m tanto en bóveda como
en hastiales al tener una cobertera menor a los 60 m. Resistencia a la compresión simple
de hormigón de 35 MPa, armando con acero de refuerzo de Ø=32@20-10cm.
6.2 Recomendaciones
Calibrar el modelo geológico en base a una campaña de sondeos a diamantina con
recuperación de testigo, debido a que el modelo que se presenta en este informe fue en
base a geotravesías, donde se cartografío las unidades geológicas con la ayuda de la
técnica de levantamiento de columnas estratigráficas, por lo tanto, la distribución
espacial, presenta un nivel de incertidumbre moderado.
128
Ejecutar métodos de investigación indirecta (geofísica), tales como: sísmica de
refracción, Sondeos Eléctricos Verticales (SEV) o tomografía eléctrica, para corroborar
el modelo geológico.
Separar la sección de los túneles, entre 14 a 16 m, para minimizar el efecto de
plastificación
Situar la bóveda bajo 2 a 3 metros debajo del techo de la unidad areniscas (U14), una
vez obtenido el modelo geológico de diseño, debido a que la factibilidad de la
construcción de los túneles (izquierdo y derecho), se basa en el adecuado
emplazamiento de la excavación en el medio geológico, es decir, que la excavación se
ubique en una sola litología (evitar la anisotropía) con parámetros geotécnicos
favorables.
Realizar un análisis técnico-financiero, con el fin de optimizar el escogimiento de la
metodología de excavación, en función de las siguientes variables:
o Coste de maquinaria
o Reutilización de maquinaria y equipos
o Geometría de excavación
o Mano de obra calificada local
o Coste de obras preliminares
o Tiempo de excavación
o Tiempo para preparar el lugar de excavación
o Rendimiento diario promedio en material poco competente
o Coste por desgaste de Herramientas
o Criterios de seguridad industrial
o Facilidad de paso al tener incertidumbre geológica
o Impacto Ambiental (acuíferos, polución, vibración)
o Metodología de excavación
o Costos mano de obra y logística.
129
CAPITULO VII
7. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
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132
8. ANEXOS
Anexo 1
Topografía detallada del área de estudio.
133
ANEXO 2
Columna estratigráfica portal norte
134
135
136
137
138
139
140
Columna estratigráfica portal sur
141
142
143
144
145
146
ANEXO 3
Plantilla para levantamiento de estaciones geomecánicas
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
≥3, <
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SEGÚN BUZAM IENTO
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(ISRM , 1981)
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(Bieniawski, 1989)
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(ISRM , 1981) (4)
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(ISRM , 1981)
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CARACTERIZACIÓN DE LA ROCA MATRIZ CARACTERIZACIÓN DE LAS JUNTAS Y DISCONTINUIDADES DEL MACIZO ROCOSO CARACTERIZACIÓN DEL RELLENO
Foliación
Junt as
Fallas
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
R M R (B ieniawski, 1986): Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
F OT OGR A F Í A :
Estac Geo N°:______DATOS GENERALES
OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A :
T EC T ON IC A R EGION A L:
LEYEN D A
Crenulación
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147
ANEXO 4
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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Ar J 82 53 Cc 2
Ar J 232 83 Cc 2
Ar E 213 10
Ar E 185 7
Ar E 212 9
Ar E 203 14
Ar E 211 15
Ar E 230 5
Ar E 217 5
Ar E 203 4
Ar 192 3
Ar E 192 4
Ar E 185 6
Ar E 230 12
Ar E 50 10
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(ISRM , 1981) (4)
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(ISRM , 1981)
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(ISRM , 1981)
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(ISRM ; 1981)
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(ISRM 1981)
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CARACTERIZACIÓN DE LA ROCA MATRIZ CARACTERIZACIÓN DE LAS JUNTAS Y DISCONTINUIDADES DEL MACIZO ROCOSO CARACTERIZACIÓN DEL RELLENO
Foliación
Junt as
Fallas
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2) La arenisca es una roca competente que descansa
Est rat if icación sobre un conglomerado
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
R M R (B ieniawski, 1986):
Observación.- El material se encuentra ligeramente húmeda por la cercanía a la qb. (Aguas
Servidas).
-La arenisca es resistente a la erosión.
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A : 07/09/2018
F OT OGR A F Í A :
Estac Geo N°: EG1DATOS GENERALES
Ing. Danny Burbano
Si
GEOTECNIA - TUNEL AUTOPISTA - M ANUELITA SAENZ PROLONGACIÓN
Cocotog- Portal Norte
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OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A : 260/74
T EC T ON IC A R EGION A L:
LEYEN D A
Crenulación
LIT
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GÍA
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M ETEORIZACIÓN
(ISRM , 1981)
RESISTENCIA (M pa)
(ISRM , 1981) (4)
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148
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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x x x x x x xAr J 251 54
Ar J 235 54
Ar J 82 56
Ar J 78 58
Ar J 222 55
Ar J 246 68
Ar J 36 42
Ar J 15 74
Ar E 340 11
Ar E 345 10
Ar E 352 10
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Ar E 6 8
Ar E 5 4
Ar E 20 4
Ar E 26 4
Ar E 330 2
Ar E 25 8
Ar E 345 10
Ar E 340 12
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M ETEORIZACIÓN
(ISRM , 1981)
SEGÚN RUM BO SEGÚN BUZAM IENTO
Muy c
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CARACTERIZACIÓN DE LA ROCA MATRIZ CARACTERIZACIÓN DE LAS JUNTAS Y DISCONTINUIDADES DEL MACIZO ROCOSO CARACTERIZACIÓN DEL RELLENO
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(ISRM , 1981)
RESISTENCIA (M pa)
(ISRM , 1981) (4)
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(Bieniawski, 1989)
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(ISRM , 1981) (4)
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(ISRM ; 1981)
RUGOSIDAD
(ISRM 1981)
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Crenulación
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
Junt as
Fallas
R M R (B ieniawski, 1986):
LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG2
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A : 07/09/2018
GEOTECNIA - TUNEL AUTOPISTA - M ANUELITA SAENZ PROLONGACIÓN
Cocotog- Portal Norte
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Ing. Danny Burbano
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GSI (Hoek-M arinos,2000)
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149
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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To J 265 63 Cc
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To E 358 12
To E 6 12
To E 8 2
To E 22 4
To E 31 2
To E 334 3
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To E 348 8
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(ISRM , 1981)
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(ISRM ; 1981)
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Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
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LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG3
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
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C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
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R M R (B ieniawski, 1986):
150
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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(ISRM , 1981)
RESISTENCIA (M pa)
(ISRM , 1981) (4)
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(Bieniawski, 1989)
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(ISRM , 1981) (4)
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Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
Junt as
Fallas
LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG4
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
F OT OGR A F Í A :
OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A :
T EC T ON IC A R EGION A L:
R M R (B ieniawski, 1986):
151
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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(ISRM , 1981)
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(ISRM , 1981)
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(ISRM , 1981)
HUM EDAD (%)
(Bieniawski, 1989)
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(ISRM , 1981) (4)
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(ISRM , 1981)
ABERTURA
(ISRM ; 1981)
RUGOSIDAD
(ISRM 1981)
Co
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(2)
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
Junt as
Fallas
LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG5
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
F OT OGR A F Í A :
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152
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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G J 164 52 Ox 2
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G J 102 52 Cc 2
G J 282 76 C 2
G E 211 12 C 2
G E 214 13 C 2
G E 212 14 C 2
G E 210 12 C 2
G E 210 10 Cc 2
G E 208 10 C 2
G E 204 12 C 2
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G E 212 14 C 2
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CONTINUIDAD (m)
(ISRM , 1981)
ABERTURA
(ISRM ; 1981)
RUGOSIDAD
(ISRM 1981)
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Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
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LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG6
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
F OT OGR A F Í A :
OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A :
T EC T ON IC A R EGION A L:
R M R (B ieniawski, 1986):
153
154
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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Ar J 40 48 S 3
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Ar J 105 62 S 3
Ar J 304 68 S 3
Ar J 311 71 S 3
Ar E 192 10 Cc 2
Ar E 203 5 Cc 2
Ar E 199 8 Ox 2
Ar E 210 10 Cc 2
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Ar E 18 4 Cc 2
Ar E 200 5 Cc 2
Ar E 195 8 Cc 2
Ar E 206 6 Cc 2
Ar E 197 5 Cc 2
Ar E 204 6 Cc 2
Ar E 194 7 Cc 2
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CONTINUIDAD (m)
(ISRM , 1981)
ABERTURA
(ISRM ; 1981)
RUGOSIDAD
(ISRM 1981)
Co
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(2)
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
Junt as
Fallas
LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG7
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
F OT OGR A F Í A :
OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A :
T EC T ON IC A R EGION A L:
R M R (B ieniawski, 1986):
155
P R OYEC T O:
LOC A LIZ A C IÓN D E LA EST N GEOM :
R EA LIZ A D O P OR :
Í N D IC E R QD (Deere 1967):
Lito logía (3) Resistencia a partir de índices de campo (ISRM , 1981) (4)
E C Arcillas y limos Ox Óxidos Lu Lut it a At Arcillolit a R0 Se puede marcar con la uña. S1 El puño penet ra f ácilment e varios cm.
F S Arenas Q Cuarzo Gw Grauwacas Bc Biocalcarenit as R1 Al golpear con la punt a del mart illo la roca se desmenuza.S2 El dedo penet ra f ácilment e varios cm.
J G Gravas Cc Carbonat os Ar Areniscas Gr Rocas graní t icasR2 Al golpear con la punt a del mart illo se producen ligeras marcas.S3 Se necesit a una pequeña presión para hincar el dedo.
Fll B Brechas F Feldespat os Cz Calizas Ad Andesit as R3 Con un golpe f uert e de mart illo puede f ract urarse. S4 Se necesit a una f uert e presión para hincar el dedo.
C M Milonit as Ma Miner. Arcilla Ma Mármoles Bs Basalt o R4 Se requiere más de un golpe del mart illo para f ract urar la. S5 Con ciert a presión suele marcarse con la uña.
P Pizarrosidad Mg Margas Pz Pizarra R5 Se requiere muchos golpes del mart illo para f ract urar la. S6 Se marca con dif icult ad al presionar con la uña.
Es Esquist os R6 Al golpear con el mart illo sólo salt an esquir las.
Gn Gneis Croquis de la zona, corte geológico, observaciones…etc.
I II III IV V VI R0 R1 R2 R3 R4 R5 R6 I II III IV V VI VII VIII IX I II III IV V VI S1 S2 S3 S4 S5 S6
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Ar J 225 68 Cc 1
Ar J 169 55 Cc 1
Ar J 185 61 Cc 1
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(ISRM , 1981) (4)
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ESPACIADO (mm)
(ISRM , 1981)
HUM EDAD (%)
(Bieniawski, 1989)
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(ISRM , 1981) (4)
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ión (
2)
Cardenillo : Xqz-cl, Xm-cl, Xqz-m, Pm-graf, Pqz-graf, Czt
Foliación
Junt as
Fallas
LEYEN D A Ob.- Ligeramente humeda por la cercania de la qb. (Aguas Servidas).
-La arenisca
D escripció n Geo ló gica/ Lito lo gí a:
Tipo de plano (1) Rellenos (2)
Est rat if icación
Crenulación
DATOS GENERALES Estac Geo N°:EG8
Fotografía del macizo. Fotografía de detalle (incluir escala) . Proyección estereográfica de las discontinuidades y de la orientación del talud.
C OOR D EN A D A S UT M (x,y,z) :
F EC H A :
C ON D IC ION ES H ID R OGEOLÓGIC A S LOC A LES Y R EGION A LES:
GSI (Hoek-M arinos,2000)
F OT OGR A F Í A :
OR IEN T A C IÓN D E LA LA D ER A :
T EC T ON IC A R EGION A L:
R M R (B ieniawski, 1986):
156
ANEXO 5
Cálculo de Rock Mass Rating (RMR, 1989)
Portal Norte
Areniscas
157
Tobas
158
Portal sur
Areniscas
159
160
Brechas
161
162
ANEXO 6
Calificación del macizo rocoso mediante Rock Mass Rating (RMR, 1989)
Portal norte
Areniscas
E-1 E-2 D-1 D-2
4-2
100-50 5-1
7 1 2 2 2 2
50% - 75%
13 13 13 13 13
0.2 - 0.6 m
10 8 10 10 10
3-10 m
2 0 0 2 6
0.1-1.0 mm
3 1 5 0 0Ligeramente
rugosa
3 5 5 5 5
Duro (> 5 mm)
2 6 6 4 6
Moderadamente
a l terada
3 5 5 5 5
10-25 l i tros/min
0.1 - 0.2
Húmedo
7 10 10 10 10
E-1 E-2 D-1 D-2
50 56 51 57
50
E-1 E-2 D-1 D-2
-10 0 -5 -5
-7 -7 -7 -7
-60 -60 -60 -60
Buz 45º-90º
Muy desfavorable
E-1 E-2 D-1 D-2
40 56 46 52
40
V Muy mala <20 <1 kg/cm2 <15°
III Media 60-41 2-3 kg/cm2 25°-35°
IV Mala 40-21 1-2 kg/cm2 15°-25°
I Muy buena 100-81 >4 kg/cm2 >45°
II Buena 80-61 3-4 kg/cm2 35°-45°
RMR :
IV-MALA
Clase Calidad Valoración RMR CohesiónÁngulo de
rozamiento
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
Calidad Muy buena Buena Media Mala Muy mala
Desfavorable
Clasificación del macizo rocoso según RMR CALIFICACIÓN RMR
Clase I II III IV V
Buz 20º-45º
Muy Favorables Favorables Media Desfavorable Media
Orientación de las DiaclasasDirección perpendicular al eje del túnel
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 0º-20º
cualquier direcciónExcavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45º-90º Buz 20º-45º Buz 45º-90º Buz 20º-45º
Taludes 0 -5 -25 -50 -60
Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25
Muy desfavorables
Túneles 0 -2 -5 -10 -12
RMR básico:
III-MEDIA
Corrección por la Orientación de las Diaclasas CORRECIÓN Dirección y Buzamiento Muy Favorables Favorables Medias Desfavorables
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
0
25-125 l i tros/min > 125 l i tros/min
CalidadMuy buena Buena Media Mala Muy mala
Clasificación del macizo rocoso según RMR CALIFICACIÓN RMR Bàsico
Clase I II III IV V
Agua freáticaRelación:
Pres ión de
agua/Tens ión
0 0.0 - 0.1 0.2 - 0.5 > 0.5
Estado
genera lSeco
Puntuación 6 5 1 0
Ligeramente
húmedoGoteando Agua fluyendo
5Agua freática
Caudal por 10
m de túnelNulo < 10 l i tros/min
Alteración Ina l teradaLigeramente
a l teradaMuy a l terada
Puntuación 15 10 4
Abertura (mm)
Puntuación 6 5 1 0
Descompuesta Alteración
Relleno (mm)
Puntuación 6 4 2 0
Puntuación 6 5 1 0
Relleno Ninguno Duro (<5 mm) Blando (<5 mm) Blando (>5 mm)
>20 m Continuidad (m)Puntuación 6 4 1 0
4
Esta
do
de
las
dia
cla
sas
Continuidad < 1 m 1-3 m 10-20 m
Abertura Nula < 0.1 mm 1-5 mm
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ondulada Suave Rugosidad
>5 mm
Separación entre diaclasas (m)Puntuación 20 15 8 5
3Separación entre diaclasas > 2 m 0.6 - 2 m 0.06 - 0.2 m < 0.06 m
RQDPuntuación 20 17 6 3
2RQD 90% - 100% 75% - 90% 25% - 50% < 25%
Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski, 1989) CALIFICACIÓN
Parámetros de clasificación
1
Resistencia
de la matriz
rocosa (MPa)
Ensayo de
carga puntual> 10 10-4 2-1
Puntuación 15 12 4 2 0
Compres ión
s imple (MPa) Resistencia
de la matriz rocosa (MPa)Compresión
simple> 250 250-100 50-25 25-5 < 1
163
Tobas
E-1 E-2 D-1 D-2
4-2
100-50 5-1
7 1 2 2 2 2
50% - 75%
13 13 13 13 13
0.2 - 0.6 m
10 8 15 10 10
3-10 m
2 0 0 4 2
0.1-1.0 mm
3 5 5 0 0Ligeramente
rugosa
3 5 5 5 5
Duro (> 5 mm)
2 6 6 4 4
Moderadamente
a l terada
3 5 5 5 5
10-25 l i tros/min
0.1 - 0.2
Húmedo
7 10 10 10 10
E-1 E-2 D-1 D-2
54 61 53 51
51
E-1 E-2 D-1 D-2
-10 0 -5 -5
-7 -7 -7 -7
-60 -60 -60 -60
Buz 45º-90º
Muy desfavorable
E-1 E-2 D-1 D-2
44 61 48 46
44
Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski, 1989) CALIFICACIÓN
Parámetros de clasificación
1
Resistencia
de la matriz
rocosa (MPa)
Ensayo de
carga puntual> 10 10-4 2-1
Puntuación 15 12 4 2 0
Compres ión
s imple (MPa) Resistencia
de la matriz rocosa (MPa)Compresión
simple> 250 250-100 50-25 25-5 < 1
RQDPuntuación 20 17 6 3
2RQD 90% - 100% 75% - 90% 25% - 50% < 25%
Separación entre diaclasas (m)Puntuación 20 15 8 5
3Separación entre diaclasas > 2 m 0.6 - 2 m 0.06 - 0.2 m < 0.06 m
>20 m Continuidad (m)Puntuación 6 4 1 0
4
Esta
do
de
las
dia
cla
sas
Continuidad < 1 m 1-3 m 10-20 m
Abertura Nula < 0.1 mm 1-5 mm
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ondulada Suave Rugosidad
>5 mm Abertura (mm)
Puntuación 6 5 1 0
Descompuesta Alteración
Relleno (mm)
Puntuación 6 4 2 0
Puntuación 6 5 1 0
Relleno Ninguno Duro (<5 mm) Blando (<5 mm) Blando (>5 mm)
5Agua freática
Caudal por 10
m de túnelNulo < 10 l i tros/min
Alteración Ina l teradaLigeramente
a l teradaMuy a l terada
Puntuación 15 10 4
> 0.5
Estado
genera lSeco
Puntuación 6 5 1 0
Ligeramente
húmedoGoteando Agua fluyendo
0
25-125 l i tros/min > 125 l i tros/min
CalidadMuy buena Buena Media Mala Muy mala
Clasificación del macizo rocoso según RMR CALIFICACIÓN RMR Bàsico
Clase I II III IV V
Agua freáticaRelación:
Pres ión de
agua/Tens ión
0 0.0 - 0.1 0.2 - 0.5
Túneles 0 -2 -5 -10 -12
RMR básico:
III-MEDIA
Corrección por la Orientación de las Diaclasas CORRECIÓN Dirección y Buzamiento Muy Favorables Favorables Medias Desfavorables Muy desfavorables
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
Taludes 0 -5 -25 -50 -60
Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25
Orientación de las DiaclasasDirección perpendicular al eje del túnel
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 0º-20º
cualquier direcciónExcavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45º-90º Buz 20º-45º Buz 45º-90º Buz 20º-45º
CALIFICACIÓN RMR
Clase I II III IV V
Buz 20º-45º
Muy Favorables Favorables Media Desfavorable Media
Calidad Muy buena Buena Media Mala Muy mala
Desfavorable
Clasificación del macizo rocoso según RMR
RMR :
III-MEDIA
Clase Calidad Valoración RMR CohesiónÁngulo de
rozamiento
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
I Muy buena 100-81 >4 kg/cm2 >45°
II Buena 80-61 3-4 kg/cm2 35°-45°
V Muy mala <20 <1 kg/cm2 <15°
III Media 60-41 2-3 kg/cm2 25°-35°
IV Mala 40-21 1-2 kg/cm2 15°-25°
164
Portal sur
Areniscas
E1 D-1 D-2
4-2
100-50 5-1
7 1 2 2 2
50% - 75%
13 10 10 10
0.2 - 0.6 m
10 8 10 10
3-10 m
2 0 4 4
0.1-1.0 mm
3 5 0 0Ligeramente
rugosa
3 5 5 5
Duro (> 5 mm)
2 4 4 4
Moderadamente
a l terada
3 5 5 5
10-25 l i tros/min
0.1 - 0.2
Húmedo
7 10 10 10
E1 D-1 D-2
49 50 50 0
49
E1 D-1 D-2
-10 0 -5
-7 -7 -7
-60 -60 -60
Buz 45º-90º
Muy desfavorable
E1 D-1 D-2
39 50 45
39
Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski, 1989) CALIFICACIÓN
Parámetros de clasificación
1
Resistencia
de la matriz
rocosa (MPa)
Ensayo de
carga puntual> 10 10-4 2-1
Puntuación 15 12 4 2 0
Compres ión
s imple (MPa) Resistencia
de la matriz rocosa (MPa)Compresión
simple> 250 250-100 50-25 25-5 < 1
RQDPuntuación 20 17 6 3
2RQD 90% - 100% 75% - 90% 25% - 50% < 25%
Separación entre diaclasas (m)Puntuación 20 15 8 5
3Separación entre diaclasas > 2 m 0.6 - 2 m 0.06 - 0.2 m < 0.06 m
>20 m Continuidad (m)Puntuación 6 4 1 0
4
Esta
do d
e la
s di
acla
sas
Continuidad < 1 m 1-3 m 10-20 m
Abertura Nula < 0.1 mm 1-5 mm
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ondulada Suave Rugosidad
>5 mm Abertura (mm)
Puntuación 6 5 1 0
Descompuesta Alteración
Relleno (mm)
Puntuación 6 4 2 0
Puntuación 6 5 1 0
Relleno Ninguno Duro (<5 mm) Blando (<5 mm) Blando (>5 mm)
5Agua freática
Caudal por 10
m de túnelNulo < 10 l i tros/min
Alteración Ina l teradaLigeramente
a l teradaMuy a l terada
Puntuación 15 10 4
> 0.5
Estado
genera lSeco
Puntuación 6 5 1 0
Ligeramente
húmedoGoteando Agua fluyendo
0
25-125 l i tros/min > 125 l i tros/min
CalidadMuy buena Buena Media Mala Muy mala
Clasificación del macizo rocoso según RMR CALIFICACIÓN RMR Bàsico
Clase I II III IV V
Agua freáticaRelación:
Pres ión de
agua/Tens ión
0 0.0 - 0.1 0.2 - 0.5
Túneles 0 -2 -5 -10 -12
RMR básico:
III-MEDIA
Corrección por la Orientación de las Diaclasas CORRECIÓN Dirección y Buzamiento Muy Favorables Favorables Medias Desfavorables Muy desfavorables
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
Taludes 0 -5 -25 -50 -60
Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25
Orientación de las DiaclasasDirección perpendicular al eje del túnel
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 0º-20º
cualquier direcciónExcavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45º-90º Buz 20º-45º Buz 45º-90º Buz 20º-45º
CALIFICACIÓN RMR
Clase I II III IV V
Buz 20º-45º
Muy Favorables Favorables Media Desfavorable Media
Calidad Muy buena Buena Media Mala Muy mala
Desfavorable
Clasificación del macizo rocoso según RMR
RMR :
IV-MALA
Clase Calidad Valoración RMR CohesiónÁngulo de
rozamiento
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
I Muy buena 100-81 >4 kg/cm2 >45°
II Buena 80-61 3-4 kg/cm2 35°-45°
V Muy mala <20 <1 kg/cm2 <15°
III Media 60-41 2-3 kg/cm2 25°-35°
IV Mala 40-21 1-2 kg/cm2 15°-25°
165
Brechas
E1 D-1
4-2
100-50 5-1
7 1 7 7
50% - 75%
13 17 17
0.2 - 0.6 m
10 15 10
3-10 m
2 0 4
0.1-1.0 mm
3 0 0Ligeramente
rugosa
3 5 5
Duro (> 5 mm)
2 4 4
Moderadamente
a l terada
3 5 5
10-25 l i tros/min
0.1 - 0.2
Húmedo
7 10 10
E1 D-1
63 62
RMR básico: 62
E1 D-1
-10 0
-7 -7
-60 -60
Buz 45º-90º
Muy desfavorable
E1 D-1
53 62
RMR : 53
Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski, 1989) CALIFICACIÓN
Parámetros de clasificación
1
Resistencia
de la matriz
rocosa (MPa)
Ensayo de
carga puntual> 10 10-4 2-1
Puntuación 15 12 4 2 0
Compres ión
s imple (MPa) Resistencia
de la matriz rocosa (MPa)Compresión
simple> 250 250-100 50-25 25-5 < 1
RQDPuntuación 20 17 6 3
2RQD 90% - 100% 75% - 90% 25% - 50% < 25%
Separación entre diaclasas (m)Puntuación 20 15 8 5
3Separación entre diaclasas > 2 m 0.6 - 2 m 0.06 - 0.2 m < 0.06 m
>20 m Continuidad (m)Puntuación 6 4 1 0
4
Esta
do
de
las
dia
cla
sas
Continuidad < 1 m 1-3 m 10-20 m
Abertura Nula < 0.1 mm 1-5 mm
Rugosidad Muy rugosa Rugosa Ondulada Suave Rugosidad
>5 mm Abertura (mm)
Puntuación 6 5 1 0
Descompuesta Alteración
Relleno (mm)
Puntuación 6 4 2 0
Puntuación 6 5 1 0
Relleno Ninguno Duro (<5 mm) Blando (<5 mm) Blando (>5 mm)
5Agua freática
Caudal por 10
m de túnelNulo < 10 l i tros/min
Alteración Ina l teradaLigeramente
a l teradaMuy a l terada
Puntuación 15 10 4
> 0.5
Estado
genera lSeco
Puntuación 6 5 1 0
Ligeramente
húmedoGoteando Agua fluyendo
0
25-125 l i tros/min > 125 l i tros/min
CalidadMuy buena Buena Media Mala Muy mala
Clasificación del macizo rocoso según RMR CALIFICACIÓN RMR Bàsico
Clase I II III IV V
Agua freáticaRelación:
Pres ión de
agua/Tens ión
0 0.0 - 0.1 0.2 - 0.5
Túneles 0 -2 -5 -10 -12
Corrección por la Orientación de las Diaclasas CORRECIÓN Dirección y Buzamiento Muy Favorables Favorables Medias Desfavorables Muy desfavorables
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
II-BUENA
Taludes 0 -5 -25 -50 -60
Cimentaciones 0 -2 -7 -15 -25
Orientación de las DiaclasasDirección perpendicular al eje del túnel
Dirección paralela al eje del túnel Buzamiento 0º-20º
cualquier direcciónExcavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45º-90º Buz 20º-45º Buz 45º-90º Buz 20º-45º
CALIFICACIÓN RMR
Clase I II III IV V
Buz 20º-45º
Muy Favorables Favorables Media Desfavorable Media
Calidad Muy buena Buena Media Mala Muy mala
Desfavorable
Clasificación del macizo rocoso según RMR
III-MEDIA
Clase Calidad Valoración RMR CohesiónÁngulo de
rozamiento
Puntuación 100 - 81 80 – 61 60 – 41 40 – 21 < 20
I Muy buena 100-81 >4 kg/cm2 >45°
II Buena 80-61 3-4 kg/cm2 35°-45°
V Muy mala <20 <1 kg/cm2 <15°
III Media 60-41 2-3 kg/cm2 25°-35°
IV Mala 40-21 1-2 kg/cm2 15°-25°
166
ANEXO 7
Parámetros resistentes de la estratificación (Ángulo de fricción y Cohesión)
Unidad Ceniza
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 30 degrees
joint roughness
coefficient 1
joint compressive
strength 0.038 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.1258 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.00371173 MPa
phi 28.4547 degrees
Unidad Arcilla
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 23 degrees
joint roughness coefficient 1
joint compressive strength 0.075 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.04441 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.00308001 MPa
phi 21.7829 degrees
0
0,2
0,4
0,6
0,8
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
167
Unidad Toba
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 13 degrees
joint roughness coefficient 1
joint compressive strength 0.625 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 0.928825 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.00247639 MPa
phi 12.755 degrees
Unidad Lapilli
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 36 degrees
joint roughness
coefficient 5
joint compressive
strength 0.075 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.16503 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0204298 MPa
phi 29.6476 degrees
Unidad Arena volcánica
0
0,05
0,1
0,15
0,2
0,25
0 0,2 0,4 0,6 0,8 1
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
0
0,2
0,4
0,6
0,8
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
168
Barton-Bandis
Criterion
basic friction angle 32 degrees
joint roughness
coefficient 3
joint compressive
strength 0.038 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.12374 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0110724 MPa
phi 27.3595 degrees
Unidad Arenisca
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 33 degrees
joint roughness
coefficient 5
joint compressive
strength 15 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.26928 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0275202 MPa
phi 37.9537 degrees
Unidad Conglomerados
0
0,2
0,4
0,6
0,8
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
0
0,2
0,4
0,6
0,8
1
1,2
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
169
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 36 degrees
joint roughness
coefficient 5
joint compressive
strength 0.5 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.21613 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0234424 MPa
phi 33.6681 degrees
Unidad Brechas
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 36 degrees
joint roughness
coefficient 5
joint compressive
strength 15 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.30489 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0310057 MPa
phi 40.8882 degrees
Unidad Coluvial
0
0,2
0,4
0,6
0,8
1
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
0
0,5
1
1,5
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
170
Barton-Bandis Criterion
basic friction angle 26 degrees
joint roughness
coefficient 5
joint compressive
strength 0.625 MPa
Failure Envelope Range
Application Tunnels
signmax 1.09653 MPa
Unit Weight 0.016 MN/m3
Tunnel Depth 94 m
Mohr-Coulomb Fit
c 0.0173446 MPa
phi 24.3901 degrees
ANEXO 8
Esterodiagramas portal norte
Orientación de las discontinuidades en areniscas
Portal Norte
Plano Azimut BZ/Bz Rumbo/Bz
E1 209º/07º N61ºW/07ºSW
E2 002º/09º N88ºW/09ºN
D1 242º/62º N28ºW/62ºSW
D2 82º/63º N08ºW/63ºNE
Número Polos: 54
0
0,1
0,2
0,3
0,4
0,5
0,6
0 0,5 1 1,5
She
ar s
tre
ss (
MP
a)
Normal stress (MPa)
Normal Stress vs. Shear Stress
171
Orientación de las discontinuidades en tobas
Portal Norte
Plano Azimut BZ/Bz Rumbo/Bz
E1 003º/07º N87ºW/07ºN
E2 031º/39º N59ºW/39ºNE
D1 130º/68º N40ºE/68ºSE
D2 213º/68º N57ºW/68ºSW
Número Polos: 53
Orientación de las discontinuidades en areniscas
Portal Sur
Plano Azimut BZ/Bz Rumbo/Bz
E1 194º/07º N76ºW/07ºSW
D1 179º/59º N89ºE/59ºS
D2 227º/73º N43ºW/73ºSW
Número Polos: 38
Orientación de las discontinuidades en brechas
Portal Sur
Plano Azimut BZ/Bz Rumbo/Bz
E1 210º/13º N60ºW/13ºSW
D1 165º/50º N75ºE/50ºSE
Número Polos: 16
172
Orientación de las discontinuidades en
areniscas
Plano Azimut BZ/Bz Rumbo/Bz
E1 198º/07º N72ºW/07ºSW
E2 360/08º N90ºE/08ºN
D1 235/66º N35ºW/66ºSW
D2 078º/61º N12ºW/61NE
D3 179º/59º N89ºE/59ºS
D4 307º/75º N37ºE/75ºNW
Número Polos: 117
173
ANEXO 9
GSI Estación 1
174
GSI Estación 2
175
GSI Estación 3
176
GSI Estación 4
177
GSI Estación 5
178
ANEXO 10
Ensayos de laboratorio
ENSAYO TRIAXIAL NO CONSOLIDADO NO DRENADO
PROYECTO : Tunel "Manuelita Saenz" MUESTRA No.: U-1
OBRA : PROFUND. :
UBICACION : Cocotog FECHA : ENERO 2020
No s desv. s 3 s 1 (s1-s3)/2 (s1+s3)/2
Kg/cm^2 Kg/cm^2 Kg/cm^2 Kg/cm^2 Kg/cm^2
1 10.49 0.50 10.99 5.25 5.75
2 12.79 1.00 13.79 6.39 7.39
3 16.64 2.00 18.64 8.32 10.32
0.015
0.03
0.045
0.06
0.075
0.09
0.105
0.12
0.135
0.15
0.165
0.18
0.195
0.21
0.225
0.24
COHESION (kg/cm^2) 1.9
FRICCION (GRADOS) 42
DATOS DE ENSAYO PROBETA PROBETA PROBETA
No. 1 No. 2 No. 3
DIAMETRO MEDIO ( cm ) 3.64 3.64 3.64
ALTURA MEDIA ( cm ) 7.5 7.5 7.52
HUMEDAD FINAL ( % ) 18.92 19.01 19.59
DENSIDAD HUMEDA ( gr/cm^3 ) 1.686 1.704 1.712
DENSIDAD SECA ( gr/cm^3 ) 1.418 1.432 1.431
(NORMA ASTM: D 2850)
0
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20
ES
FU
ER
ZO
T
AN
GEN
CIA
L (
Kg
/cm
^2)
ESFUERZO NORMAL (Kg/cm^2)
CIRCULOS DE MOHR
179
180
PROYECTO : Tunel "Manuelita Saenz" MUESTRA No.: U-1
OBRA : PROFUND. :
UBICACION : Cocotog FECHA : ENERO 2020
RESISTENCIA AL CORTE
Ds 3.61 Peso inicial 131.34
Dc 3.64 Vol. inicial 77.90
Di 3.65 d m. inicial 1.686 Cnte.anillo Kg 0.3318
Dm 3.64 d d . inicial 1.418
Am 10.39
Hm 7.5 Presión lateral 0.5 Kg/cm 2̂
DEFORMACION DIAL DE CARGA CARGA DEFOR. UNITARIA ESFUER.DESV.
pulg x 10 ̂-3 pulg x 10 ̂-4 Kg % Kg/cm 2̂
0 0 0.00 0.00 0.00
5 4 1.33 0.17 0.13
10 10 3.32 0.34 0.32
20 40 13.27 0.68 1.27
30 81 26.88 1.02 2.56
40 123 40.81 1.35 3.88
50 167 55.41 1.69 5.24
60 218 72.33 2.03 6.82
70 257 85.27 2.37 8.01
80 290 96.22 2.71 9.01
90 324 107.50 3.05 10.03
100 340 112.81 3.39 10.49
120 220 73.00 4.06 6.74
CONTENIDO DE HUMEDAD GRAFICO DE LA
CAPSULA No. 337 MUES. ENSAYADA
P. CAP.+ S HUM 54.85
P.CAP + S.SECO 48.69
P. CAPSULA 16.14
HUMEDAD % 18.92
181
PROYECTO : Tunel "Manuelita Saenz" MUESTRA No.: U-1
OBRA : PROFUND. :
UBICACION : Cocotog FECHA : ENERO 2020
RESISTENCIA AL CORTE
Ds 3.63 Peso inicial 132.65
Dc 3.64 Vol. inicial 77.83
Di 3.62 d m. inicial 1.704 Cnte.anillo Kg 0.3318
Dm 3.64 d d . inicial 1.432
Am 10.38
Hm 7.50 Presión lateral 1.0 Kg/cm 2̂
DEFORMACION DIAL DE CARGA CARGA DEFOR. UNITARIA ESFUER.DESV.
pulg x 10 ̂-3 pulg x 10 ̂-4 Kg % Kg/cm 2̂
0 0 0.00 0.00 0.00
5 7 2.32 0.17 0.22
10 15 4.98 0.34 0.48
20 59 19.58 0.68 1.87
30 104 34.51 1.02 3.29
40 141 46.78 1.35 4.45
50 194 64.37 1.69 6.10
60 252 83.61 2.03 7.89
70 300 99.54 2.37 9.36
80 348 115.47 2.71 10.82
90 390 129.40 3.05 12.09
100 414 137.37 3.39 12.79
120 200 66.36 4.06 6.13
CONTENIDO DE HUMEDAD GRAFICO DE LA
CAPSULA No. 575 MUES. ENSAYADA
P. CAP.+ S HUM 58.74
P.CAP + S.SECO 51.99
P. CAPSULA 16.48
HUMEDAD % 19.01
182
PROYECTO : Tunel "Manuelita Saenz" MUESTRA No.: U-1
OBRA : PROFUND. :
UBICACION : Cocotog FECHA : ENERO 2020
RESISTENCIA AL CORTE
Ds 3.65 Peso inicial 134.21
Dc 3.64 Vol. inicial 78.40
Di 3.65 d m. inicial 1.712 Cnte.anillo Kg 0.3318
Dm 3.64 d d . inicial 1.431
Am 10.43
Hm 7.52 Presión lateral 2 Kg/cm 2̂
DEFORMACION DIAL DE CARGA CARGA DEFOR. UNITARIA ESFUER.DESV.
pulg x 10 ̂-3 pulg x 10 ̂-4 Kg % Kg/cm 2̂
0 0 0.00 0.00 0.00
5 10 3.32 0.17 0.32
10 29 9.62 0.34 0.92
20 75 24.89 0.68 2.37
30 121 40.15 1.01 3.81
40 159 52.76 1.35 4.99
50 210 69.68 1.69 6.57
60 264 87.60 2.03 8.23
70 315 104.52 2.36 9.79
80 366 121.44 2.70 11.33
90 420 139.36 3.04 12.96
100 473 156.94 3.38 14.55
120 545 180.83 4.05 16.64
140 200 66.36 4.73 6.06
CONTENIDO DE HUMEDAD GRAFICO DE LA
CAPSULA No. 557 MUES. ENSAYADA
P. CAP.+ S HUM 57.51
P.CAP + S.SECO 50.70
P. CAPSULA 15.94
HUMEDAD % 19.59
183
PROYECTO : Tunel "Manuelita Saenz" MUESTRA No.: U-1
OBRA : PROFUND. :
UBICACION : Cocotog FECHA : ENERO 2020
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
12.00
14.00
16.00
18.00
0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00
ES
FU
ER
ZO
D
ES
VIA
DO
R
(K
g/c
m^ 2
)
DEFORMACION UNITARIA (%)
CURVAS ESFUERZO DEFORMACION
0.5 Kg/cm^2 1.0 Kg/cm^2 2.0 Kg/cm^2
184
ENSAYO CORTE DIRECTO
PROYECTO :TÚNEL DE LA AUTOPISTA MAUELITA SAENZPOZO :
OBRA : MUESTRA No.:
UBICACION : COCOTOG PROFUND. :
UTM : FECHA : ENERO 2020
OBSERVACIÓN: MUESTRA REMOLDEADA
No PRESION s gm HUMEDAD gd
Kg/cm^2 Kg/cm^3 % Kg/cm^3
1 0.50 1.756 7.23 1.638
2 1.00 1.774 7.04 1.657
3 2.00 1.769 6.73 1.658
COHESION (kg/cm^2) 0.7
FRICCION (GRADOS) 43
(NORMA ASTM D 3080-04)
TENSION t
Kg/cm^2
0.63
1.53
3.17
0.00
5.00
10.00
15.00
20.00
25.00
0.00 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 3.00
TEN
SIO
NES
D
E C
OR
TE t( K
g/c
m^2)
PRESIONES s (Kg/cm^2)
185
PROYECTO :TÚNEL DE LA AUTOPISTA MAUELITA SAENZPOZO :
OBRA : MUESTRA No.:
UBICACION : COCOTOG PROFUND. :
FECHA : ENERO 2020
PRESION Kg/cm 2̂ 0.5
DEFORMACIONES LECTURA A cor t0.01 mm Kg cm 2̂ Kg/cm 2̂ DIAMETRO mm 49.6
0 0.00 1.64 19.47 0.08 DIAMETRO mm 49.8
5 0.05 4.19 19.44 0.22 DIAMETRO mm 49.9
10 0.10 5.90 19.42 0.30 DIAMETRO MEDIO 49.7833333
20 0.20 8.11 19.37 0.42 AREA cm^2 19.46
30 0.30 9.31 19.32 0.48 PROFUN. D cm 4.32
40 0.40 10.16 19.27 0.53
50 0.50 11.02 19.22 0.57
60 0.60 11.53 19.17 0.60
70 0.70 11.70 19.12 0.61 VOLUMEN cm 3̂ 84.05
80 0.80 11.70 19.07 0.61 PESO I. gr 3793
90 0.90 11.87 19.02 0.62 PESO F. gr 3645.4
100 1.00 11.87 18.97 0.63 PESO SUELO gr 147.6
110 1.10 11.70 18.92 0.62 g mKg/cm 3̂ 1.756
120 1.20 11.02 18.87 0.58 gd Kg/cm 3̂ 1.638
130 1.30 10.34 18.82 0.55
140 1.40 10.16 18.77 0.54
P.S.HUMED gr 43.46
P.S. SECO gr 41.64
P.RECIP.gr 16.47
HUMEDAD% 7.23
ENSAYO CORTE DIRECTO(DATOS Y RESULTADOS DEL ENSAYO)
DATOS DEL EQUIPO
DATOS DE LA MUESTRA
HUMEDAD
186
PROYECTO :TÚNEL DE LA AUTOPISTA MAUELITA SAENZPOZO :
OBRA : MUESTRA No.:
UBICACION : COCOTOG PROFUND. :
FECHA : ENERO 2020
PRESION Kg/cm 2̂ 1.00
LECTURA A cor t10 -̂3 PULG mm cm 2̂ Kg/cm 2̂ DIAMETRO cm 49.6
0 0.00 1.64 19.47 0.08 DIAMETRO cm 49.8
5 0.05 5.90 19.44 0.30 DIAMETRO cm 49.9
10 0.10 8.46 19.42 0.44 DIAMETRO MEDIO 49.7833333
20 0.20 14.96 19.37 0.77 AREA cm^2 19.46
30 0.30 18.73 19.32 0.97 PROFUN. D cm 4.32
40 0.40 21.31 19.27 1.11
50 0.50 23.90 19.22 1.24
60 0.60 26.49 19.17 1.38
70 0.70 27.70 19.12 1.45 VOLUMEN cm 3̂ 84.05
80 0.80 28.73 19.07 1.51 PESO I. gr 3794.5
90 0.90 29.08 19.02 1.53 PESO F. gr 3645.4
100 1.00 29.08 18.97 1.53 PESO SUELO gr 149.1
110 1.10 27.35 18.92 1.45 g mKg/cm 3̂ 1.774
120 1.20 25.62 18.87 1.36 gd Kg/cm 3̂ 1.657
P.S.HUMED gr 36.34
P.S. SECO gr 34.96
P.RECIP.gr 15.37
HUMEDAD% 7.04
ENSAYO CORTE DIRECTO(DATOS Y RESULTADOS DEL ENSAYO)
DEFORMACIONES DATOS DEL EQUIPO
DATOS DE LA MUESTRA
HUMEDAD
187
PROYECTO :TÚNEL DE LA AUTOPISTA MAUELITA SAENZPOZO :
OBRA : MUESTRA No.:
UBICACION : COCOTOG PROFUND. :
PRESION Kg/cm 2̂ 2.00
LECTURA A cor t10 -̂3 PULG mm cm 2̂ Kg/cm 2̂ DIAMETRO cm 49.6
0 0.00 1.64 19.47 0.08 DIAMETRO cm 49.8
5 0.05 5.05 19.44 0.26 DIAMETRO cm 49.9
10 0.10 11.02 19.42 0.57 DIAMETRO MEDIO 49.7833333
20 0.20 22.18 19.37 1.15 AREA cm^2 19.46
30 0.30 26.49 19.32 1.37 PROFUN. D cm 4.32
40 0.40 30.81 19.27 1.60
50 0.50 36.88 19.22 1.92
60 0.60 41.22 19.17 2.15
70 0.70 46.45 19.12 2.43 VOLUMEN cm 3̂ 84.05
80 0.80 48.20 19.07 2.53 PESO I. gr 3794.1
90 0.90 53.44 19.02 2.81 PESO F. gr 3645.4
100 1.00 56.07 18.97 2.96 PESO SUELO gr 148.7
110 1.10 56.07 18.92 2.96 g mKg/cm 3̂ 1.769
120 1.20 59.58 18.87 3.16 gd Kg/cm 3̂ 1.658
130 1.30 59.58 18.82 3.17
140 1.40 48.20 18.77 2.57
P.S.HUMED gr 46.27
P.S. SECO gr 44.41
P.RECIP.gr 16.77
HUMEDAD% 6.73
HUMEDAD
ENSAYO CORTE DIRECTO(DATOS Y RESULTADOS DEL ENSAYO)
DEFORMACIONES DATOS DEL EQUIPO
DATOS DE LA MUESTRA
188
PROYECTO :TÚNEL DE LA AUTOPISTA MAUELITA SAENZPOZO :
OBRA : MUESTRA No.:
UBICACION : COCOTOG PROFUND. :
ENSAYO CORTE DIRECTOCURVAS DEFORMACION - ESFUERZO
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
3.00
3.50
0.00 0.20 0.40 0.60 0.80 1.00 1.20 1.40 1.60
ES
FU
ER
ZO
S t
(Kg/c
m^2
)
DEFORMACIONES (mm)
0.50 Kg/cm^2 1.00 Kg/cm^2 2.0 kg/cm^2
189
DENSIDAD DE LA MASA METODO DE LA PARAFINA
PROYECTO : TUNEL AUTOPISTA MANUELITA SÁENZ PERFORACION :
OBRA : MUESTRA No : ARENISCA
UBICACIÓN : PROFUNDIDAD :
FECHA : ENERO 2020 CALCULADO POR : ING. B.ALVAREZ
MUESTRA No. 1 2 3
PESO MUESTRA NATURAL 64.61 30.17 40.63
PESO MUESTRA+PARAFINA 71.74 34.38 49.82
PESO MUESTRA SUMERGIDA 27.51 12.54 16.6
PESO PARAFINA 7.13 4.21 9.19
VOLUMEN DE LA MUESTRA 7.98 4.71 10.28
DENSIDAD DE LA MASA(T/ m^3) 1.78 1.76 1.77
DENSIDAD NATURAL (T / m^3)
DENSIDAD SECA (T / m^3)
NORMA P.CAP. P.CAP. P.CAP HUMEDAD HUMEDAD
ASTM S. HUM. S. SECO PROMEDIO
(g) (g) (g) (%) (%)
HUMEDAD D 2216-05 54.20 51.77 15.01 6.61
NATURAL 51.79 49.38 17.11 7.47 7.04
NORMA ASTM D 4531
1.771
1.655
190
ANEXO 11
191
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