A RTICLE D ’ INGÉNIERIE / E NGINEERING A RTICLE
Détermination de la fenêtre de pilotage de la pression de con fi nement d ’ un tunnelier fermé dans un sol
cohérent-frottant ou purement cohérent
Guillaume Champagne de Labriolle ★
ARCADIS ESG, 9 avenue Réaumur, 92354 Le Plessis-Robinson cedex, France
Résumé – La détermination de la fenêtre de pilotage de la pression de confinement lors de la conception et de l’exécution d’un tunnel au tunnelier est essentielle afin de garantir la sécurité des travaux, l’intégrité des avoisinants, et la qualité de la mise en œuvre. Dans cet article est d’abord présentée une méthodologie mettant l’accent sur la relation entre le contexte réglementaire de l’Eurocode 7, puis les différents types de calcul à mettre en œuvre. L’article présente par la suite une amélioration des méthodes analytiques existantes vis-à-vis de la stabilité du front de taille. Dans la continuité des nombreux travaux de recherche sur ce thème, on montre que notre approche est à la fois plus adaptée aux conditions rencontrées (tunnel circulaire, conditions multicouches, conditions drainées ou non drainées) et plus robuste théoriquement (nouveau choix pour le coefficient de poussée latéral, comparaison vis-à-vis des méthodes de type analyse limite définissant des bornes théoriques) tout en étant cohérente avec l’allure des mécanismes de rupture réellement observés in situ ou en laboratoire.
Mots clés : tunnelier / stabilité du front de taille / blow-out / méthode analytique / pression de consigne
Abstract – Definition of confinement pressure operation range for a closed TBM in cohesive- frictional or purely cohesive soil. Definition of confinement pressure operational range for the design and execution of TBM built tunnel is essential, in order to guarantee personal safety, neighbourhood integrity, and top quality at the end. In this article is firstly introduced a methodology, insisting on the relation between norms context and justi fi cations to produce. Several improvements of existing analytical methods are presented and demonstrated about front stability. Regarding this existing bibliography on this thema, we show that our new approach is better adapted to realistic situations (circular tunnel, multilayer case, drained or undrained conditions), theoretically more robust (new choice for lateral coefficient pressure, comparison with well-known limit analysis that provide theoretical bounds), and is geometrically coherent with failure mechanism observed in situ or in laboratory.
Keywords: tunnel boring machine / face stability / blow-out / analytical method / operational con fi nement pressure
1 Démarche pour la dé fi nition de la pression de consigne au tunnelier
1.1 Introduction
La maîtrise de la stabilité du front de taille au cours du creusement d’un tunnel est essentielle pour garantir la sécurité des travaux, l’intégrité des avoisinants, et la qualité de la mise en œuvre du soutènement et du revêtement.
Dans cet article, nous allons nous concentrer sur le creusement au tunnelier à confinement [pression de boue (Slurry en anglais selon AFTES, 2013), pression de terre (Earth Pressure Balance, EPB), à densité variable (Variable
Density, VD)], mais l’analyse réglementaire/calculatoire que nous menons peut s’étendre avec peu d’adaptation à un creusement en méthodes conventionnelles où la pression de con fi nement est apportée par un boulonnage de front de taille.
En méthodes conventionnelles, cependant, les règles de l’art et l’expérience ont une part plus grande que les calculs dans la définition des opérations à mener au cours de chaque cycle d’avancement.
Nous allons proposer une démarche qui clarifie l’aspect réglementaire et améliore et étend le cadre d’application des méthodes analytiques usuellement utilisées, pour dé fi nir la fenêtre de pilotage du tunnelier, c’est-à-dire l’intervalle de pression de confinement minimale et maximale au front de taille dans lequel le pilote doit s’inscrire impérativement. Le choix de la pression de consigne située dans cet intervalle dépend principalement de l’expérience de l’entreprise en charge du pilotage et de la maîtrise du confinement.
★
Auteur de correspondance :
guillaume.champagnedelabriolle@arcadis.com ; gdelabriolle@gmail.com
https://doi.org/10.1051/geotech/2018005
Disponible en ligne :
www.geotechnique-journal.org
1.2 Démarche réglementaire et organisation des chapitres
Pour définir la pression de confinement à maintenir lors du creusement au tunnelier, permettant par la suite de dimen- sionner les anneaux de voussoirs et la poussée à installer sur le tunnelier (AFTES, 1998 ; Maidl et al., 2012), il est nécessaire d’évaluer 5 types de pression de confinement à l’axe du tunnelier (cf. notations Tab. 1) :
– pression de confinement minimale au front de taille pour assurer l’étanchéité à l’avancement : p
front, min, ELU HYDméthode analytique, vérification de type ELU HYD. Cette
vérification se fait en compensant la pression d’eau p
wdans le terrain, en fonction du mode de confinement (g
Mpoids
volumique du matériau dans la chambre, h hauteur du tunnel) : p f ront;min; ELUHYD ¼ maxðp
wðvoûteÞ þ
γM2
h; p
wðradierÞ−
γM2
hÞ – pression de confinement minimale au front de taille pour
éviter sa rupture : p
front, min, ELU GEOthème abordé dans la section 2 – méthode analytique, vérification de type ELU GEO. La majorité de l’article va s’intéresser à ce thème, afin de présenter diverses améliorations par rapport aux méthodes existantes actuelles ; – pression de confinement maximale au front de taille pour
éviter le phénomène de blow-out : p
front, max, ELUthème abordé dans la section 3 – méthode analytique, vérification de type ELU GEO ;
Tableau 1. Table des symboles.
Table 1. List of symbols.
p
front= Pression de con fi nement au front de taille à l ’ axe [kPa]
g/g
M= Poids volumique sol/matériau dans la chambre d’abattage []
p
w= Pression d ’ eau [kPa]
v = Variabilité de la pression de con fi nement autour d ’ une valeur cible [ ]
c
front= Contribution du front à la maîtrise des tassements []
c
bouclier/jupe= Contribution du bouclier et de la jupe à la maîtrise des tassements [ ]
c
bourrage= Contribution du produit de bourrage à la maîtrise des tassements []
p
sécurité= Surpression de sécurité du produit de bourrage par rapport à la pression
de confinement à l’axe [kPa]
p
bouclier/jupe= Pression de con fi nement autour du bouclier et de la jupe à l ’ axe [kPa]
p
bourrage= Pression d ’ injection du produit de bourrage à l ’ axe [kPa]
T/T
w= Couverture au-dessus du tunnel/uniquement celle située sous la nappe [m]
K/(l & K
c) = Coef fi cient de poussée latéral standard/Couple retenu pour le lien s
h/s
v[ ]
H
w= Hauteur d’eau à partir du radier du tunnel [m]
b & h/b & D = Largeur et hauteur du tunnel pour le cas rectangulaire/elliptique [m]
w = Angle d’inclinaison du dièdre dans le mécanisme de rupture [m]
c/Cu = Cohésion/Cohésion non drainée du sol [kPa]
’ = Angle de frottement interne du sol [ ° ]
q = Surcharge en surface [kPa]
e = Décousu (distance longitudinale du front de taille au soutènement posé) [m]
B/R = Largeur de la voûte de décharge (2D)/Ratio surface/périmètre silo (3D) [m]
z = Profondeur à partir de la surcharge q dans le silo (axe Oz vers le bas)/Cote à partir du radier dans le dièdre (axe Oz vers le haut) [m]
s
v/s
z/s
h= Contrainte verticale dans le silo (axe Oz vers le bas)/dans le dièdre (axe Oz vers le haut) /Contrainte horizontale [kPa]
s
clef/s
z(h) = Contrainte verticale en base de silo/Contrainte verticale au toit du dièdre [kPa]
Q
s& U
s= Coef fi cients de charge en terrain purement cohérent [ ]
dc = Variation de la cohésion dans la couverture
S/s(z) = Force de con fi nement [kN]/pression de con fi nement à la cote z [kPa]
V
silo/V
Trappe= Force verticale en base du silo en sol cohérent-frottant/purement cohérent [kN]
V(z)/dV = Force verticale dans de dièdre à la cote z/d ’ une tranche in fi nitésimale du dièdre [kN]
V = Représente V
siloou V
Trappedans la méthode d’équilibre des forces [kN]
G/dG = Poids du dièdre/poids d ’ une tranche in fi nitésimale du dièdre [kN]
N & T
N/dN & dT
N= Composantes de réaction de la face inclinée du dièdre/d’une tranche infinitésimale de celle-ci [kN]
T
S/dT
S= Frottement sur les faces latérales du dièdre/d ’ une tranche in fi nitésimale de celles-ci [kN]
f
1 à 4= Coef fi cients normalisés dans l ’ expression de la pression de con fi nement
t = Epaisseur anneau de voussoirs [m]
– pression de confinement minimale de calcul pour respecter les critères de tassement : p
front, min, ELSnon abordé dans cet article, cf. section 1.3 – méthode numérique, vérification de type ELS ;
– pression de confinement maximale de calcul pour éviter le soulèvement de la surface ou d’un ouvrage proche du tunnel : p
front, max, ELSnon abordé dans cet article, cf. section 1.3 – méthode numérique, vérification de type ELS.
Soit finalement, pour une section donnée, les pressions minimale et maximale nécessaires pour assurer la stabilité sont les suivantes :
p f ront; min ¼ max ðp f ront; min; ELS ; p f ront; min; ELU Þ p f ront; max ¼ min ðp f ront; max; ELS ; p f ront; max; ELU Þ :
Pour le terme p
front, min, ELU, sa détermination dépend du cas de figure :
p front; min; ELU ¼
p front
;min
;ELU HYD þ p front
;min
;ELU GEO ; conditions drainées maxðp front; min; ELU HYD ; p front; min; ELU GEO Þ;
conditions non drainées:
8 >
> <
> >
:
Il ne reste plus qu ’ à prendre en compte la variabilité v de la pression de confinement en fonction du mode de confinement : on retient généralement v = ± 10 kPa en mode pression de boue et v = ± 30 kPa en mode pression de terre avec chambre pleine (appelé mode full EPB en anglais ; GEO report No. 249, 2009 ; GEO report No. 298, 2014). La pression de confinement est plus finement contrôlée avec un tunnelier à pression de boue ou à densité variable grâce à un pilotage via une bulle d ’ air déportée (non en contact avec le front de taille), bien que son pilotage soit moins aisé car ce mode agit différemment sur la contrainte hydrostatique et sur la contrainte effective ; en effet, un pression de terre agit directement sur la contrainte totale.
La plage autorisée de variation de pression de confinement au front de taille, que l’on appelle fenêtre de pilotage, est alors comprise entre les deux bornes suivantes (cf. Fig. 1 où les notations ont été reportées) :
p front
;avance
;min ¼ maxðp front
;min
;ELS ; p front
;min
;ELU Þ þ v p front
;avance
;max ¼ min ð p front
;max
;ELS ; p front
;max
;ELU Þ v : Bien sûr, il est ensuite recommandé de retenir une pression de con fi nement de pilotage qui s ’ approche au plus de la valeur de p
front, avance, min, afin de minimiser les moyens mobilisés au niveau du tunnelier.
Attention, même si l’on aboutit à un domaine possible de pression de confinement (borne minimale plus faible que la borne maximale), il faut également vérifier que le tunnel ne sera pas soumis au risque de flottaison (ELU UPL), qui devient rapidement possible sous faible couverture. Ce thème sera abordé dans la section 4.
Finalement, quelques abaques de synthèse ainsi que deux exemples de fenêtre de pilotage seront présentés dans la section 5.
Concernant les coefficients partiels à l’ELU, nous retenons l’approche 3 de l’Eurocode 7 (jeu de coefficients partiels
« A2 þ M2 þ R3 »), qui consiste à pondérer uniquement les paramètres de sol (1.25 sur les paramètres drainés et 1.4 sur les paramètres non drainés). Ils ne seront pas explicitement af fi chés dans ce texte : on suppose que ceux-ci ont déjà été appliqués.
1.3 Focus sur les véri fi cations de type ELS
Bien que les vérifications ELS ne soient pas abordées dans cet article (régulièrement dimensionnantes en site urbain pour la pression de con fi nement minimale), il est cependant nécessaire de rappeler qu’elles ne sont pas obtenues via le même moyen que les vérifications ELU. Il faut donc veiller à avoir une grande rigueur afin de transformer des pressions de calcul utilisées dans des modèles numériques 2D, en pression de confinement (minimale ou maximale) ELS au front de taille du tunnelier.
La pression de calcul pour les modèles numériques 2D doit prendre en compte la contribution à la maîtrise des tassements du confinement au front de taille, autour du bouclier et de la jupe (selon le mode de confinement retenu), et de l’injection du produit de bourrage. On remonte à la pression équivalente de calcul au front de la manière suivante :
– quel que soit le mode de confinement, à partir de Aristaghes et Autuori (2001), on propose de retenir les coefficients de contribution suivants (pouvant être affinés selon le contexte via une modélisation 3D) :
c front = 10 %
c bouclier = jupe = 40 %
c bourrage = 50 % 8 <
:
– quel que soit le mode de con fi nement, pour des raisons de qualité de mise en œuvre, on a :
p
bourrage= p
frontþ p
sécurité(= p
frontþ 100 kPa en général)
– en fonction du mode de confinement, s’il y a une pression autour de la jupe :
p
bouclier / jupe= p
frontFig. 1. Définition de la fenêtre autorisée de pilotage – inspiré de (ITA/
AITES/DAUB, 2016).
Fig. 1. Operation range definition – inspired from (ITA/AITES/DAUB,
2016).
– soit, finalement, dans le cas où :
il n’y a pas de bentonite autour de la jupe (mode pression de terre chambre pleine) :
p f ront;ELS ¼ p calc c bourrage p sécurité c front þ c bourrage
il y a de la bentonite autour de la jupe (mode pression de boue ou mode pression de terre chambre pleine amélioré) :
p f ront
;ELS ¼ p calc c bourrage p sécurité c front þ c bouclier=jupe þ c bourrage
¼ p calc c bourrage p sécurité
On peut alors comparer les valeurs obtenues entre les calculs numériques à l’ELS et les calculs analytiques à l’ELU.
2 Étude de la stabilité du front de taille
2.1 Principes généraux
L’étude de la stabilité du front de taille vis-à-vis d’un effondrement lors de l’excavation d’un tunnel via des expressions analytiques sur la base du mécanisme de rupture du silo (Janssen, 1895) associé à un dièdre (Horn, 1961) a été développée de manière approfondie pour la première fois dans les années 1990 (Jancsecz et Steiner, 1994 ; Anagnostou et Kovári, 1994).
Les étapes de la méthode sont les suivantes :
– utiliser la démarche 2D pour le calcul des contraintes verticales (Terzaghi, 1951) pour calculer la contrainte verticale 3D dans le silo ;
– établir un bilan des forces dans le dièdre pour un angle donné d’inclinaison, moyennant plusieurs hypothèses fortes sur lesquelles nous reviendrons plus loin ;
– faire varier l’angle d’inclinaison du dièdre jusqu’à trouver l’inclinaison la plus défavorable, c’est-à-dire celle corres- pondant au mécanisme de rupture probable donnant la pression de confinement la plus élevée.
Les hypothèses associées à la résolution analytique usuelle de ce mécanisme de rupture (Fig. 2) sont les suivantes :
– sol homogène et uniforme sur toute la hauteur ; – choix empirique du coefficient de poussée latéral ; – aucun décousu pris en compte ;
– nappe située dans le silo (au-dessus du tunnel) ou tunnel hors nappe ;
– excavation de forme rectangulaire ;
– répartition linéaire du frottement sur les faces latérales du dièdre ;
– pression de confinement uniforme sur le front de taille.
Dans la pratique, cette approche est utilisée uniquement dans les terrains cohérents-frottant car les nombreux travaux sur le nombre de stabilité en terrains purement cohérents (cf. Broms et Bennermark, 1967 ; Davis et al., 1980 ; Gunn, 1980 ; Kimura et Mair, 1981), ont montré qu’elle donnait à la fois des valeurs cibles de pression de confinement bien trop faibles par
rapport à ces approches très reconnues, et à des angles de rupture non réalistes.
En effet, afin d’être cohérente avec les observations, les expérimentations et approches théoriques usuelles (cf. Fig. 3 ; Chambon et Corté, 1989 ; Leca et Dormieux, 1990 ; Messerli et al., 2010), le mécanisme le plus défavorable obtenu doit afficher un angle d’ouverture w :
– inférieur à 45° dans les terrains cohérents-frottant (en général dans la plage 15–35°, proche du 45°-’/2) ; – supérieur à 45 ° dans les terrains purement cohérents (en
général dans la plage 45–60°).
C’est dans ce contexte qu’il a été proposé récemment par Perazzelli et Anagnostou (2017) de modifier le mode de calcul Fig. 2. Mécanisme de rupture 3D.
Fig. 2. 3D failure mechanism.
Fig. 3. À gauche : Mécanisme en terrain cohérent-frottant. À droite : mécanisme en terrain purement cohérent (Leca, 2007).
Fig. 3. Left: Face collapse in dry granular soils. Right: Face collapse in cohesive ground soils (Leca, 2007).
.
de la contrainte verticale transmise au toit du dièdre pour passer d’un mécanisme de silo à des mécanismes de type analyse limite statiquement admissible tels que proposés par Gunn (1980).
Cette adaptation nous permettra d’associer les deux pratiques les plus répandues (Silo & Dièdre pour les terrains cohérents-frottant, d’une part, nombre de stabilité pour les terrains purement cohérents, d ’ autre part) pour combiner les avantages de chacune : nous verrons toutes les améliorations possibles au modèle de référence exposé, que l’on pourra étendre aux terrains purement cohérents tout en garantissant une continuité de la rigueur d’analyse dans ces terrains par rapport à la pratique existante.
2.2 Solution dans le silo
2.2.1 Mise en place du problème usuel de Terzaghi (2D) Dans le cadre d’un calcul en 2D transversal (Fig. 4), on considère une tranche de sol infiniment fine de cohésion c, avec un angle de frottement interne ’ (voir l’ensemble des notations dans le Tab. 1).
L’objectif est d’obtenir la contrainte verticale au toit du tunnel, en intégrant sur toute la hauteur de couverture une équation différentielle qui caractérise la répartition des charges sur la tranche de sol.
En faisant un bilan à l ’ équilibre des forces verticales sur la tranche :
2tdz þ ð s
yþ ds
yÞB ¼ s
yB þ Bgdz:
Soit :
2
B t þ ds
ydz ¼ g :
Usuellement, on suppose que s
h, la contrainte horizontale sur les faces latérales de la tranche vaut s
h= K*s
v. Avec le critère de Mohr-Coulomb :
t ¼ c þ s
htan’ ¼ c þ Ks
vtan’:
En remplaçant les termes respectifs : ds
vdz þ 2Ktan’
B s
v¼ g 2c B : La solution générale est :
s
vð Þ ¼ z Cste e
2Ktan’
B z
þ gB 2c 2Ktan’ : Comme s
v(z = 0) = q, alors on obtient l’expression suivante :
s
vð Þ ¼ z g
B2 c
Ktan’ 1 e
2BKtan’zþ qe
B2Ktan’z:Ainsi, pour z grand devant B/2 pour un angle ’ non nul, la contrainte verticale tend de manière asymptotique vers la valeur suivante :
s
v∞¼ g
B2 c Ktan’ :
On rappelle que, comme cette approche 2D est utilisée principalement pour le calcul des revêtements définitifs, on saisit l’occasion de rappeler les règles de l’art : il est recommandé par AFTES (1976) et Széchy (1970), de retenir, pour un tunnel de couverture inférieure à 2,5 B, une charge égale au poids volumique multiplié par la plus petite valeur entre la couverture T et la largeur de la voûte de décharge B.
2.2.2 Lien entre la contrainte verticale et la contrainte horizontale
D’un point de vue théorique, la valeur de K n’est pas vraiment le coefficient de poussée des terres au repos K
0, et n’est pas non plus le coefficient de poussée K
a(il est situé entre les deux). Comme il n’y a pas d’unanimité sur ce coefficient, il semblerait recommandé, conformément à ce qui aurait été observé par Terzaghi (1951) sur des mesures en laboratoire, de prendre K = 1. Ce choix a été retenu également par Anagnostou (2012, 2013), bien que l’on ait pu trouver dans Anagnostou et Kovári (1994) et Peila (1994) une valeur de 0,4 ou 0,8, ou dans Handy (1985) une expression similaire à la formule de Jaky (1944) pour le coefficient de poussée des terres au repos (K = 1,06* (1 sin(’))). On peut se reporter également au chapitre 6 du rapport ITA/AITES/DAUB (2016) qui aborde également cette dif fi culté et ce que la bibliographie propose.
La valeur de K reste donc sujette à discussion car le choix de retenir 1 quel que soit le cas de fi gure reste quelque peu arbitraire. C’est pourquoi nous proposons ci- dessous une approche purement théorique telle que proposée par Sequeira Nunes Antao (1997), utilisant le fait que l’on est sur un plan de rupture au niveau des parois du mécanisme.
Le cercle de Mohr du problème est représenté (Fig. 5), où la contrainte verticale s
vest obtenu par rotation de 90 ° par rapport à s
h, c’est-à-dire 180° dans le plan de Mohr.
Fig. 4. Bilan des forces sur une tranche de sol.
Fig. 4. Forces equilibrium in a ground soil slice.
On a donc : 1
2 ð s
hþ s
vÞ ¼ 1
2 ð s 1 þ s 3 Þ; sinw ¼ r c tan’ þ 1
2 ð s 1 þ s 3 Þ sin w ¼
1
2 ð s 1 þ s 3 Þ s
hr :
En égalisant les expressions de r, rayon du cercle de Mohr, on peut obtenir la relation suivante :
s
h¼ s
vcos 2 ’
1 þ sin 2 ’ c sin2’
1 þ sin 2 ’ ¼ s
vl cK
c: On appelle l et K
cle couple de coefficients définissant le lien entre s
vet s
h. On retrouve dans le tableau 2 quelques valeurs pour ce couple de coefficients.
Dans cette approche, on n’a donc posé aucune autre hypothèse sur le lien entre s
1et s
3, que le fait que le critère de rupture est vérifié en paroi, ce qui est l’hypothèse de base du mécanisme étudié. On remarque que si ’ tend vers 0, alors on obtient s
v= s
h.
Dans ce cas, par résolution de l’équation différentielle, on obtient :
s
vð Þ ¼ z
B2 g þ c K ð
ctan’ 1 Þ ltan’
1 e 2
B ltan’z
þqe
B2ltan’z:
La valeur à l’infini devient :
s
v∞¼
B2 g þ c K ð
ctan’ 1 Þ ltan’ :
Par comparaison aux valeurs obtenues si l’on pose K = 1, cette expression donne des résultats assez similaires. En effet, elle est à la fois un peu plus conservative en minimisant l’importance de la cohésion, et un peu moins conservative en réduisant l’influence de la profondeur.
2.2.3 Largeur de la voûte de décharge
Concernant la largeur de la tranche, on a deux cas de figures géométrique : le tunnel en fer à cheval, et le tunnel circulaire, où l’hypothèse principale est que l’angle de rupture par rapport à la verticale vaut p/4 ’/2. En fonction de la forme du tunnel, on a (AFTES, 1980) :
B 2 ¼
b
2 þ h tan p 4 ’
2
; si f er `a cheval D
2 tan 3p 8 ’
4
; si circulaire : 8 >
<
> :
Pour un tunnel avec une section en fer à cheval, la démonstration se fait dans la fi gure 6.
Pour un tunnel avec une section circulaire, la démonstra- tion se fait à l’aide de la figure 7 et de deux changements de variables (poser a = p/4 þ ’/2 puis t = tan(a/2)) et de quelques règles trigonométriques.
En effet, on a : B 2 ¼ D
2 1
sin
p4 þ
’2 þ 1 tan
p4 þ
’2
! :
En posant a = p/4 þ ’/2 : B
2 ¼ D 2
1 sin a þ 1
tan a
:
En posant t = tan(a/2) : B
2 ¼ D 2
1 þ t 2
2t þ 1 t 2 2t
¼ D 2 2
2t ¼ D 2
1 tan
a2
¼ D 2 tan p
2 a 2
:
Finalement : B ¼ D tan p
2 1 2
p 4 ’
2
¼ D tan 3p 8 ’
4
:
2.2.4 Prise en compte d ’ une nappe ou de plusieurs couches différentes
Dans ce cas, il suffit de réécrire la solution à partir de la même équation différentielle, mais en modifiant les conditions aux limites. Supposons que l ’ on a le problème tel qu ’ illustré (Fig. 8).
Fig. 5. Cercle de Mohr correspondant à la situation aux surfaces de rupture.
Fig. 5. Mohr circle at collapse plane.
Tableau 2. Valeurs du couple définissant le lien entre la contrainte horizontale et verticale.
Table 2. Values for the coefficient defining the link between horizontal and vertical stress.
’ 0 ° 15 ° 20 ° 25 ° 30 ° 35 °
l 1,00 0,87 0,79 0,70 0,60 0,50
K
c0,00 0,47 0,58 0,65 0,69 0,71
En partant de l’hypothèse que c’est la couche n qui dicte la largeur de la voûte de décharge, on calcule donc B selon l’expression suivante :
B 2 ¼
b
2 þ h tan p 4 ’
n2
; si f er `a cheval D
2 tan 3p 8 ’
n4
; si circulaire : 8 >
<
> :
Puis, il s’agit de calculer successivement la contrainte verticale à la base de chaque couche de sol :
s
vð Þ ¼ z
is
v∞;i1 e
B2litan
ð Þ’iðzzi1Þþ q
ie
B2litan
ð Þ’i ðzzi1Þ:
Avec :
z
i¼ X
ij¼1