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République Algérienne Démocratique et
Populaire
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MINISTERE DE L'ENSEIGNEMENT SUPERIEUR ET DE LA
RECHERCHE
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UNIVERSITE SAAD DAHLEB DE BLIDA
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FACULTE DES SCIENCES DE L'INGENIEUR
DEPARTEMENT DE GENIE CIVIL
MÉMOIRE
Présenté pour l'obtention du
diplôme de MASTER
FILIERE :
GENIE CIVIL OPTION :
GEOTECHNIQUE
PAR : MESSGO RANIA TAKI IMENE
Etude analytique et modélisation
numérique
tronçon de tunnel de Texanna (wilaya de Jijel)
|
du
|
Soutenu à huis clos le : / / devant le jury
composé de :
Président :
Examinateurs :
Rapporteur : M. BENDRISS Zouheir / CTTP
Année universitaire : 2019/2002
Remerciements
Tout d'abord, je remercie le Bon Dieu tout puissant de
m'avoir donné la volonté et le courage pour accomplir ce
travail.
Nous tenons à exprimer toute notre reconnaissance
à notre promoteur Mr. Zouheir Bendriss, Nous le remercions de nous
avoir encadrés, orientées, aidées et
conseillées.
Je souhaite exprimer ma forte reconnaissance et ma
sincère gratitude à Mme. Dr
S.Belkacemi pour toutes ses orientations et
conseils.
Nous remercions également les membres des jurys pour
l'effort qu'ils feront dans le but d'évaluer et examiner ce modeste
travail.
Nous présentons nos chaleureux remerciements aux
enseignants du département Génie Civil pour leurs aides et
orientations durant notre formation.
Je remercie l'ensemble du personnel de l'Organisme National
de Contrôle Technique des Travaux Publics qui était très
agréable avec nous pendant notre formation.
Je ne saurai oublier mes collègues de la promotion
génie civil spécialité géotechnique promo 2020 dont
l'ambiance et le soutien moral ont accompagné l'évolution de ce
travail.
i
Enfin je remercie toutes les personnes qui ont
contribué, de près ou de loin à ce travail.
ii
Dédicace
)4u début Je commence par rendre grâce
à dieu et sa bonté, pour la patience et le courage qu'il m'a
donné pour arriver à ce stade. Je dédie ce travail
: )4 mon très cher père
La source de tendresse, de patience et de
générosité, aucune dédicace ne saurait
exprimer l'amour, l'estime, le dévouement et le respect que j'ai
toujours eu pour lui. Rien au monde ne vaut les efforts fournis jour et nuit
pour mon éducation et mon bien être. Ce travail est le fruit de
tes sacrifices que tu as accomplis pour mon éducation et ma
formation.
)4 ma très chère
mère Quoi que je fasse ou que je dise, je ne saurai jamais te
remercier comme il se doit. Ton affection me couvre, ta bienveillance me
guide et ta présence à mes côtés a toujours
été ma source de force pour affronter les différents
obstacles
)4 mes chers frères )4ymen et )4mine )4 tous les
membres de ma famille, petits et grands surtout ma tante Nadia et son mari
Rabeh Veuillez trouver dans ce modeste travail L'expression de mon
affection. )4 mes copines Hadjer et Feriel )4 tous mes professeurs, qui
ont contribué à ma formation.
Et enfin Rania qui a partagé ce travail avec moi en
toutes circonstances, et qui a toujours fait part de courage et
de compréhension envers moi.je la remercie pour la complicité
qui régnait au sein de notre binôme
Imene
Dédicace
Au début Je commence par rendre grâce à
dieu et sa bonté, pour la patience et le courage qu'il m'a
donné pour arriver à ce stade. Je dédie ce travail
: A celle qui s'est sacrifiée pour me voir grandir, celle qui m'a
transmis la vie, l'amour, le courage, à toi Chère maman toutes
mes joies, mon amour et ma reconnaissance. A celui qui s'est donné
Tant de mal pour me voir en arriver là où j'en suis, celui
pour lequel je dois tout et je ne rendrais jamais assez, mon très
cher père. A mon fiancé Ilyes qui m'a soutenu durant ce
travail A mes soeurs : Maneÿ Issraa et mon frère Islam qui m'ont
aidé et soutenu pendant mon parcours Je vous dédie ce travail
avec tous mes voeux de bonheur, de santé et de réussite. A
tous les membres de ma famille, petits et grands Veuillez trouver dans ce
modeste travail l'expression de mon affection. A mes chères amies
Boucha, Salima et Amira je ne peux trouver les mots justes et
sincères pour vous exprimer mon affection et mes pensées, je
vous dédie ce travail et je vous souhaite une vie pleine de
santé et de bonheur. A tous mes professeurs, qui ont contribué
à ma formation. Et enfin Imene qui a partagé ce travail avec
moi en toutes circonstances, et qui a toujours fait part de courage et
de compréhension envers moi.je la remercie pour la complicité
qui régnait au sein de notre binôme
iii
Rania
iv
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PLAXIS 2D
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i
Résumé
Notre travail consiste en l'étude du tronçon
(PK24+875 à PK25+200) du tunnel bitube de Texanna d'une longueur de 1,9
km « appartenant à la pénétrante reliant le port
de Djen Djen à l'Autoroute Est-Ouest ». La conception du
tunnel, utilisant la méthode de Bieniawski, les recommandations de la
méthode (AFTES) et l'analyse numérique par éléments
finis (MEF) par le biais du logiciel (Plaxis 2D) révèle que les
tassements en surface après incorporation soutènement provisoire
sont admissibles. Le système de soutènement provisoire
adopté est constitué de ceintres métalliques de type
(HEB180) associés à une couche de béton projeté de
25cm.
Mots clés : Tunnel, Confinement,
Déformation, NATM, Modélisation numérique, PLAXIS.
Abstract
The objective of our thesis is to study two sections of tunnel
of Texanna with 1,9 km in length "belonging to the liaison joining the port
of Djen Djen to the East-west motorway", While evaluating the physical
characteristics and mechanical of the rock formations, and after the
classification and confirmation of the quality of the massifs, the technique
choosen for the excavation is by using explosives. The new Austrian method as
means of pre-support that are composed of anchorage bolts, HEB180 hangers with
shoot Crete concrete. The definitive lining of the tunnel is formed of a layer
of plain concrete of 25 cm. To appreciate the effect of confinement, a numeric
modeling of two sections of tunnel has been achieved using PLAXIS-2D software.
A parametric survey is accomplished to verify the influence of the variation of
the distance between the two tubes on the behavior of soil mass.
ii
Keywords: Tunnel, Confinement, Distortion,
NATM, numeric Modeling, PLAXIS,
iii
Table des matières
Introduction générale 1
CHAPITRE I : Revue bibliographique 2
Classification des tunnels 2
Tunnel de communication 2
Tunnel ou galerie de transport 3
Exécution et réalisation des tunnels 3
Mode de creusement des tunnels 3
Technique de creusement des tunnels 4
Soutènement des tunnels 6
Soutènement agissant par confinement 6
Le soutènement agissant comme armature 6
Le soutènement agissant par supportage 6
Les soutènements agissant par consolidation 7
La nouvelle méthode autrichienne (NATM) 7
Méthodes de calculs 8
Méthodes empiriques 8
Méthodes Analytiques 14
Évaluation des charges agissant sur le tunnel 18
Les méthodes numériques 20
Conclusion 25
CHAPITRE II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques 26
Situation du projet 26
Description générale du projet 27
Localisation du tunnel 27
Présentation de l'ouvrage 27
Description générale du site 28
Géomorphologie et stabilité générales
28
Géologie, hydrogéologie et sismicité de la
zone d'étude 32
Cadre géologique 32
Programme d'investigation géotechnique 37
Compagne de reconnaissance in situ 37
Interprétation des résultats de l'investigation
géotechnique 44
iv
Synthèse des paramètres géotechniques 45
Classification des massifs rocheux du tunnel étudié
46
Paramètres géotechniques des unités
lithologiques 48
Sélection des paramètres géotechniques
d'étude 50
Conclusion 53
CHAPITRE III : Choix de soutènement 54
Le choix de soutènement provisoire du tunnel de Taxenna
54
Choix du soutènement selon BEINIAWSKI 55
Choix du soutènement selon les recommandations de l'AFTES
56
Calcul et Vérification du soutènement 59
Hypothèses 59
Vérification au risque de soulèvement du radier
62
Conclusion 64
CHAPITRE IV : Modélisation par la méthode
des éléments finis 65
Présentation de Plaxis 65
Modèle de Mohr-Coulomb 66
Procédure de modélisation 68
Caractéristiques mécaniques des
éléments de soutènement 68
Modélisation du tunnel 69
Caractéristiques des matériaux 70
Génération du maillage 70
Conditions initiales 71
Procédure de calculs 73
Les principaux résultats 73
Déformation du tunnel 73
Calcul des déplacements 74
IV.5 76
Conclusion Générale 77
v
Liste des figures
Chapitre I
Figure I-1 : les différents types de tunnel de
communication 2
Figure I-2 : pression verticale sur la calotte (Terzaghi,
1943). 18
Figure I-3 : Repère du problème 2D-plan 21
Figure I-4 : Modèle longitudinal et transversal du
tunnel 21
Figure I-5 : Exemple de maillage 3D. 22
Figure I-6 : Exemple d'un maillage. [3] 23
Chapitre I
Figure II-1 : Plan synoptique du tracé de l'autoroute et
localisation du tunnel. 26
Figure II-2 : Localisation du tunnel. 27
Figure II-3 : Coupe transversale type du tunnel. 28
Figure II-4 : Localisation du portail nord sur une image
satellitaire (Google Earth) 29
Figure II-5 : Aperçu général du secteur
nord du tunnel (vue vers l'est). 29
Figure II-6 : Localisation du portail sud sur une image
satellitaire (Google Earth). 30
Figure II-7 : Localisation du portail sud. 30
Figure II-8 : Bourrelet de glissement au portail sud de sortie.
31
Figure II-9 : Aperçu général du secteur
centre-sud du tunnel (vue vers l'ouest) 31
Figure II-10 : Exemple de décrochement existant le long
de la CW137A situé à 210 m
environ. 32
Figure II-11 : Carte géologique simplifiée du
Maghreb (Dr. Belhai, 1996) 33
Figure II-12 : Coupe structurale schématique de la
chaîne maghrébide. 33
Figure II-13 : Plan de la cartographie géologique dans
le tracé 34
Figure II-14 : Carte de déplacements des plaques
lithosphériques et leurs déformations [2]
36
Figure II-15 : Carte du Zonage Sismique du Territoire National
(Source : Règles
Parasismiques Algériennes RPA 99/2003). [3] 37
Figure II-16 : Exemple de rupture de la carotte de roc selon
des plans quasi-verticaux 42
Figure II-17 : Exemple de rupture de la carotte du roc selon un
plan incliné. 42
Figure II-18 : Exemple de rupture de la carotte de roc lors de
l'essai de traction. 43
Figure II-19 : Localisation des sondages et coupes
géologiques. 52
Chapitre III
Figure III-1 : Coupe lithologique au niveau de tronçon
1. 55
Figure III-2: Courbes de Convergence-Confinement. 61
Figure IV-1 : Courbe intrinsèque du modèle de
Mohr-Coulomb. 66
vi
Chapitre IV
Figure IV-2 : Pyramide de Mohr-Coulomb tracée pour c=0.
67
Figure IV-3 : Maillage du projet. 71
Figure IV-4 : Conditions hydrauliques initiales. 72
Figure IV-5 : Génération des pressions
interstitielles initiales. 72
Figure IV-6 : Schéma de déformation du tunnel.
73
Figure IV-7 : Le déplacement total utot. 74
Figure IV-8 : Le déplacement vertical (uy). 74
Figure IV-9 : Le déplacement horizontal (ux). 75
Figure IV-10 : Tunnel : résultats de la phase 3. 76
vii
Liste des tableaux
Chapitre I
Tableau I-1 : Qualité du massif rocheux selon la valeur du
GSI (Hoek-Brown ,1995). 9
Tableau I-2 . Paramètres de classification des roches et
notes de pondération 12
Tableau I-3 . Note d'ajustement pour orientation des joints (Z.
Bieniawski 1973-1983) 12
Tableau I-4 : Classe de rocher (RMR) (Z. Bieniawski 1973-1983).
13
Tableau I-5 : Recommandations d'avant-projet sommaire du
soutènement d'après 13
Tableau I-6 : Classification de la roche suivant R.Q.D (Z.
Bieniawski .1973-1983) 14
Tableau I-7 : Expression de la raideur et de la pression maximale
pour chaque type de
soutènement (Bouvard et al, 1995). 17
Tableau I-8 : coefficient empirique X en fonction de l'angle de
frottementö 20
Chapitre II
Tableau II-1 : Niveaux piézométriques
relevés dans les sondages. 35
Tableau II-2 : Nature géologique du terrain pour chaque
sondage carotté. 38
Tableau II-3 : Résultats de l'essai pressiométrique
(PMT). 39
Tableau II-4 : Résultats des essais de
perméabilité in situ. 40
Tableau II-5 : Essais d'identification des paramètres
physiques. 41
Tableau II-6 : Résultats des essais mécaniques sur
carottes de roc. 43
Tableau II-7 : Résultats des analyses chimiques. 44
Tableau II-8 : Valeur RQD des unités lithologiques UL1
à UL4. 46
Tableau II-9 : Valeurs Q des unités lithologiques UL1
à UL4. 47
Tableau II-10 : Valeurs RMR89 des unités lithologiques UL1
à UL5. 48
Tableau II-11 : Valeurs GSI caractérisant les
unités lithologiques UL1 à UL4. 48
Tableau II-12 : Paramètres géotechniques des
unités lithologiques UL1 à UL4 selon l'indice.
49 Tableau II-13 : Paramètres géotechniques des
unités lithologiques UL1 à UL4 déduites du
critère de rupture généralisé de
Hoek-Brown. 49 Tableau II-14 : Module de déformation et autres
paramètres géomécaniques des unités lithologiques
UL1 à UL4 obtenus selon le critère de rupture
généralisé de Hoek-Brown. . 50 Tableau II-15 :
Synthèse des paramètres géotechniques des terrains
constituant le sous-sol
du projet. 51
Chapitre III
Tableau III-1 : Classification de la masse rocheuse. 56
Tableau III-2 : Choix du type de soutènement en fonction
des conditions du terrain selon les
recommandations de l'AFTES. 58
Tableau III-3 : Les caractéristiques du terrain. 60
Tableau III-4 : Les caractéristiques du profilé
HEB180 60
viii
Chapitre IV
Tableau IV-1 : Les paramètres du soutènement
provisoire au niveau du tunnel. 69
Les propriétés des couches de sols et des
interfaces sont résumées dans le tableau IV-2. . 70
Tableau IV-3 : Propriétés des couches de sols
70
Tableau IV-4 : Propriétés du tunnel. 70
ix
Liste des symboles
? La méthode convergence confinement ó0
: Contrainte initiale
óc : Resistance de compression simple
óbmax : La contrainte limite admissible
du béton
óa : La contrainte limite admissible de
l'acier
C : Cohésion
V : Coefficient de poisson
ö: Angle de frottement interne
K : Raideur du terrain
R : Rayon du tunnel
P : Pression du soutènement correspondant
au point considéré de la courbe caractéristique
du terrain
Eb : Module d'élasticité du
béton
U : déplacement radial du
soutènement
Ks : Raideur du soutènement, égale
à la somme des raideurs des soutènements qui le constituent
Kbp : Raideur du béton projeté
Kc : Raideur du cintre HEB220
e : Epaisseur du béton
Ea : Module d'élasticité
d'acier
E : Module d'élasticité
S: Section du cintre
Pcmax : Pression maximale du soutènement
des cintres
Pbpmax : Pression maximale du soutènement
du béton projeté
Ueq : Le déplacement du terrain à
l'équilibre
Peq : La pression exercée par le terrain
à l'équilibre
H : La hauteur de couverture
ëa :Le taux de déconfinement
ë : Le taux de déconfinement du
terrain en comportement élastique au front de taille
G : Module de cisaillement du terrain
x
? Vérification de la stabilité du
soulèvement du radier
x : Profondeur du terrain exerçant la poussée sur
le radier
C : La cohésion du terrain
y : Le poids volumique du terrain ö : L'angle de frottement
du terrain P : La pression verticale
1
Introduction générale
Introduction générale
L'étude d'un tunnel nécessite des connaissances
approfondies dans les domaines de la géotechnique, de la géologie
et de l'hydrogéologie. De ce fait, une bonne campagne de reconnaissance
est primordiale pour avoir une idée sur la constitution du terrain, de
prévoir son comportement afin de pouvoir choisir le mode de creusement
le plus adéquat et le type de soutènement à adopter pour
assurer le bon déroulement des travaux pendant l'exécution et
garantir, en tout moment, la stabilité de l'ouvrage tunnel.
Ce projet de fin d'étude a pour but l'étude et
la modélisation de tunnel autoroutier « tunnel de Texanna
appartenant à la pénétrante Jijel - El-Eulma ».
Notre travail vise en premier lieu à mieux comprendre
le comportement de tunnel sous une couverture moins profonde et
d'évaluer l'influence des paramètres principaux sur la
réponse de terrain. Dans ce contexte un tronçon de tunnels a
été étudié.
Notre travail se résume dans quatre chapitres, dans le
premier chapitre nous allons faire une synthèse bibliographique ou on va
voir les différents techniques et modes de creusement des tunnels, les
méthodes de soutènement ainsi que le dimensionnement de
soutènement de la paroi de l'excavation et l'étude de la
stabilité du front de taille.
Le second chapitre concerne la présentation du projet,
il donne un aperçu sur la géologie, l'hydrogéologie, la
sismicité et la géotechnique du site d'étude.
Dans le troisième chapitre on exposera une étude
détaillée sur le soutènement provisoire de l'excavation,
l'évaluation des charges agissant sur le tunnel et la
vérification du soulèvement éventuel du radier.
Dans le quatrième chapitre et dernier, nous allons
faire une modélisation numérique du tronçon
étudié du tunnel à l'aide du logiciel PLAXIS 2D, avec
discussions sur les résultats obtenus.
Au terme de chaque chapitre une conclusion est proposée
; une synthèse générale est proposée quant à
elle à la fin du mémoire ainsi qu'une des recommandations sur la
perspective du développement des travaux futurs
2
Chapitre I- Revue bibliographique
CHAPITRE I : Revue bibliographique
« Tunnel » vient du mot « tonnelle »
évoquant la forme du tonneau. Il désigne un passage souterrain.
On considère souvent qu'un tunnel doit être au moins deux fois
plus grand qu'il n'est large pour mériter cette désignation. Il
doit en outre être fermé de tous les côtés,
excepté à chacune de ses extrémités, ce qui le
différencie d'un passage en tranchée. Un tunnel peut être
utilisé pour permettre le passage de personnes (piétons,
cyclistes, trafic routier, trafic ferroviaire, canal). Un tunnel est
destiné à créer une liaison entre deux points en vue de
trouver des possibilités de transport ou de communication par
l'élimination des obstacles topographiques qui les séparent
(AFTES, 1993). [1]
Classification des tunnels
Le rôle des tunnels consiste à rendre possibles
des communications ou des transports par le franchissement d'un obstacle. On
distingue plusieurs classes de tunnels selon la nature de l'obstacle à
franchir ou selon de ce qu'il s'agit (une voie de communication ou d'une voie
de transport). Les tunnels devront franchir des montagnes, ou passeront sous
les rivières, sous les bras de mer ou sous les édifices et les
voies de circulation des centres industriels ou des villes.
Les buts à atteindre par leurs constructions sont
également très divers : circulation ferroviaire, transports
publics, communications fluviales. Sur la base de ce qui précède,
la classification des tunnels permet de distinguer les deux groupes principaux
suivants :
Tunnel de communication
? Tunnel ferroviaire ;
? Tunnel routier ;
? Tunnel pour piéton ;
? Tunnel ou galerie de navigation ;
? Tunnel de métro.
Figure I-1 : les différents types de tunnel
de communication
3
Chapitre I- Revue bibliographique
Tunnel ou galerie de transport
? Tunnels pour aménagement hydraulique ;
? Tunnels d'alimentation de l'eau ;
? Tunnels de service industriels ;
? Galerie d'égout ;
? Galerie d'utilisation.
Exécution et réalisation des
tunnels
En raison de la multitude des facteurs qui influencent la
conception, les charges, l'implantation et les conditions d'exécution
des Tunnels, les méthodes d'exécution les plus diverses ont
été mises au point au cours des années. Parmi ces
facteurs, mentionnons les plus importantes : les conditions géologiques
et hydrologiques, la forme et les dimensions du profil, ainsi que la
destination du Tunnel.
Mode de creusement des tunnels
Les méthodes de creusement dépendent des
paramètres suivants :
? La nature du terrain ;
? La profondeur et les dimensions de l'ouvrage ;
? Le matériel disponible ;
? Le délai d'exécution ;
? L'environnement.
Creusement en pleine section
Cette méthode consiste à excaver la
totalité de la section du tunnel en une seule fois. Elle est couramment
utilisée pour la plupart des tunnels creusés dans des roches de
bonne ou d'assez bonne tenue pour les explosifs, ou pour les tunnels
creusés dans des sols meubles avec des boucliers (Figure I.3).
Creusement en demi section
Cette méthode consiste à excaver dans une
première phase les demi-sections supérieures du tunnel suivant sa
forme définitive. La hauteur de cette excavation préliminaire
peut aller jusqu'à 5 ou 6 m.
Dans une deuxième phase, on procède à
excaver la demi section inferieur appelée Stoss. Cette technique est
particulièrement conseillée pour les terrains
hétérogènes de qualité moyenne, elle permet de
mieux maitriser les problèmes de stabilité vue la dimension
réduite du front de taille.
4
Chapitre I- Revue bibliographique
Creusement en section divisée
Cette méthode est utilisée lorsque la section
à excavée est importante, ou dans le cas d'un mauvais terrain qui
ne permet pas d'assurer la stabilité du front de taille avec une
ouverture en demi section.
Son application est longue et coûteuse. Elle ne se
justifie que s'il n'est pas possible d'utiliser une autre méthode.
Avec un creusement en sections devisées, chaque phase
de travaux comprend l'excavation des terrains sur des sections réduites.
Par la même, la stabilité des sections excavées est plus
facile à maîtriser et la décompression des terrains
sus-jacents est plus limitées.
Cette méthode s'applique soit :
· Aux grandes excavations souterraines dont les dimensions
dépassent la vingtaine de mètres.
· Aux tunnels dans des mauvais terrains, lorsque les autres
méthodes de creusement présentent des risques d'exécution
ou conduisent à des tassements différentiels par exemple en zone
urbaine sous faible profondeur.
Technique de creusement des tunnels
En ingénierie il existe plusieurs techniques de
creusement de tunnel, le choix de la technique de creusement adopté est
déterminé selon la nature du terrain. En s'appuyant sur ce
critère, on distingue deux modes de creusement :
· Creusement dans les terrains meubles ;
· Creusement dans les terrains rocheux.
Creusement dans les terrains meubles
Le développement des agglomérations, souvent
situées dans des vallées, a conduit de réaliser de plus en
plus d'ouvrages souterrains dans des terrains meubles. Parmi les technologies
conçus pour excaver le sous - sol, on peut citer :
· La pelle hydraulique ;
· Le bouclier mécanisé.
Creusement dans les terrains rocheux
Parmi les techniques du creusement en terrain rocheux, on peut
distinguer :
· Creusement à l'explosif :
L'abattage avec emploi des explosifs est
généralement utilisé pour l'exécution des tunnels
situés dans les roches pour lesquels un abattage manuel (marteaux
piqueurs, pelle
5
Chapitre I- Revue bibliographique
hydraulique) ou un terrassement mécanique (machine
foreuse pleine section ou à attaque ponctuelle, brise roche) n'est plus
envisageable du point de vue technique ou économique.
L'abattage à l'explosif nécessite la
perforation préalable de trous de mine (constituant la volée)
à l'aide de marteaux perforateurs.
Le plan de tir doit être adapté aux
caractéristiques du terrain afin d'assurer un découpage
soigné de l'excavation et de limiter les ébranlements.
? Creusement avec des machines à
attaque ponctuelle :
Dans les roches tendres (craies, marnes, schistes
altérés...), l'usage de l'explosif est efficacement
remplacé par l'emploi de machines à attaque ponctuelle. Elles
s'inspirent directement du travail du mineur : un bras articulé vient
"gratter" et abattre le terrain du front.
Progressivement, l'engin excave la section entière par
un cheminement adapté. Elles sont en général
montées sur un châssis automoteur à chenilles, il supporte
un bras mobile éventuellement télescopique équipé
d'une tête fraiseuse capable de balayer une surface de front plus ou
moins importante autour de sa position moyenne.
Figure I-2 : machine à attaque
ponctuelle.
? Creusement avec des machines à
attaque globale (Tunnelier)
Afin de faire face aux contraintes liées au creusement
des tunnels, notamment réduire les tassements en surface, assurer la
stabilité du front de taille ou encore réduire la durée de
gêne occasionnée aux riverains, les ingénieurs de projets
choisissent de plus en plus souvent le recours à des machines à
attaque globale ce qu'on appelle un tunnelier (ou bouclier)..
Dans les sols pulvérulents ou fins on utilisera un
tunnelier équipé de dents, ces dernières faisant office de
couteaux entraînant le sol.
Le front sera fermé et dit à pression de terre
si l'unique confinement est issu de la compression des déblais sur le
front de taille par la machine.
6
Chapitre I- Revue bibliographique
Soutènement des tunnels
La détermination du soutènement constitue l'un
des éléments essentiels du projet et de l'exécution des
tunnels. Il s'agit là d'un problème particulièrement
complexe en raison de l'influence de très nombreux paramètres. Le
choix d'un type de soutènement doit donc toujours être à la
charge d'un ingénieur expérimenté, que ce soit pendant les
études ou pendant les travaux.
Bien souvent, plusieurs types de soutènement peuvent
être envisagés pour des tunnels présentant des conditions
similaires (en dimensions, situation géologique et
hydrogéologique). Le choix doit alors prendre en compte les conditions
économiques, y compris l'influence des aléas d'exécution
et les sujétions résultant de l'organisation et de la
sécurité du chantier.
Depuis une quinzaine d'années, des méthodes
modernes de soutènement ont été élaborées,
puis améliorées. Comparées aux méthodes
traditionnelles, elles permettent bien souvent d'alléger le
soutènement des tunnels au rocher tout en garantissant la
sécurité et en présentant une plus grande souplesse
d'exécution.
On distingue quatre grandes familles :
? Soutènement agissant par confinement ; ?
Soutènement agissant comme armature ; ? Soutènement agissant par
supportage ; ? Soutènement agissant par consolidation.
Soutènement agissant par confinement
Le soutènement développe le long des parois une
contrainte radiale de confinement
généralement faible, c'est le terrain qui joue le
rôle essentiel. On a généralement :
? Le béton projeté seul ;
? Le béton projeté associé à des
cintres légers.
Le soutènement agissant comme
armature
Il s'agit du boulonnage sous ses diverses formes, qu'il soit ou
non associé au béton projeté,
aux cintres légers ou aux deux dispositifs
simultanément :
? Boulons à ancrage ponctuel ;
? Boulons à ancrage réparti (scellés
à la résine ou au mortier).
Le soutènement agissant par
supportage
C'est le soutènement seul qui doit résister aux
différents efforts, dans le cas où le terrain est de mauvaise
tenue, nous citerons :
7
Chapitre I- Revue bibliographique
> Cintres (lourds ou légers) ;
> Plaques métalliques assemblées ;
> Voussoirs en béton ;
> Tubes perforés (voûte parapluie) ;
> Boucliers.
Les soutènements agissant par
consolidation
Dans ce cas il s'agit de modifier les caractéristiques
géotechniques du terrain afin de lui
permettre de se stabiliser par lui-même.
Ils rentrent dans le cadre des traitements des terrains, ce sont
essentiellement :
> Injection.
> Congélation. > Drainage.
> Jet-grouting.
La nouvelle méthode autrichienne
(NATM)
La NATM (New Austrian tunneling method) a été
publiée en 1980 par le Comité National Autrichien pour la
Construction des Cavités, membre de l'AITES (Association Internationale
de Travaux En Souterrain).
La nouvelle méthode autrichienne, consistant en une
excavation par phase, avec la mise en place d'un soutènement provisoire
immédiatement après l'excavation et la construction d'un
système définitif une fois l'excavation complétée.
Elle s'est avérée efficace et permet de limiter la
décompression des terrains au voisinage de 1'excavation. Cette
méthode est caractérisée par :
? La mise en place, aussi rapidement que possible, d'un
soutènement déformable constitué, d'une part, de boulons
qui arment le terrain et d'autre part, d'une couche de béton
projeté.
? Le but de ce soutènement est de garantir la
stabilité de l'excavation en créant un anneau porteur,
constitué par le terrain armé.
? L'excavation se fait à pleine ou à demi
section et parfois en section divisée dans le but de mettre le
soutènement en place rapidement.
? Les ancrages scellés (mortier ou résine)
créent dans le terrain une voûte armée.
? Une coque mince de béton projeté (5 à 25
cm), généralement armé de treillis soudés,
protège le terrain contre l'altération, crée une
continuité entre les éléments du terrain,
8
Chapitre I- Revue bibliographique
apporte une pression radiale de confinement et
répartit les efforts rapportés aux têtes des ancrages.
? Éventuellement, des cintres légers coulissants
renforcent la coque du béton projeté. ? L'ensemble permet donc,
au terrain de participer au soutènement en raison de la formation d'une
voûte monolithique (revêtement + terrain).
La méthode qui peut s'adapter à la plupart des
terrains. Elle est limitée par le terrain est trop peu cohérent,
et les venues d'eau excessives empêchent la mise en oeuvre du
béton projeté, soit en raison de gêne à la
projection ou en raison des sous - pressions qui peuvent se développer
derrière la couche de béton frais, aussi que l'efficacité
du boulonnage est insuffisante, la hauteur de couverture entraîne des
pressions élevées et même le renforcement par des cintres
légers ne pourra suffire.
Méthodes de calculs
On peut classer les méthodes de calcul des tunnels
dans plusieurs catégories selon les hypothèses principales qui
définissent le cadre d'utilisation de chaque méthode. Nous
distinguons trois catégories principales de méthodes de calculs
(François et al) :
? Méthodes empiriques ? Méthodes analytiques ?
Méthodes numériques
Méthodes empiriques
Au stade des études préliminaires, les ouvrages
souterrains sont fréquemment dimensionnés à partir de
classifications des massifs rocheux. En effet, l'art des tunnels est
demeuré jusqu'à ces vingt dernières années une
science essentiellement empirique dont les spécialistes se constituaient
un savoir-faire au travers d'expériences passées, la transmission
des enseignements tirés de ces expériences étant soit
directe pour les spécialistes suivants eux-mêmes le
déroulement des travaux, soit assurée par l'intermédiaire
de relations écrites : compte-rendu, rapports...
Pour essayer de structurer ce savoir et de fournir des outils
d'aide à la conception, certains auteurs ont très tôt
proposé des synthèses sous forme de classifications. Ces
méthodes, rapides d'emploi et donc économiques, reposent sur
différents paramètres géotechniques. C'est donc le choix
de ces paramètres et la façon de les utiliser pour le
dimensionnement de
9
Chapitre I- Revue bibliographique
l'ouvrage qui va faire la différence d'une méthode
à l'autre. Nous exposons uniquement les
méthodes empiriques actuellement les plus
utilisées, à savoir celle de :
V' Geological Strength Index GSI.
V' AFTES
V' Barton
V' Bieniawski (RMR)
V' Terzaghi
V' Rock Quality Designation (R.Q.D)
Geological Strength Index GSI
L'indice GSI varie entre 5 et 85. Les valeurs de GSI proches de
5 correspondent à des
masses rocheuses de très mauvaise qualité, tandis
que celles proches de 85 décrivent des
masses rocheuses d'excellente qualité. Pour ce dernier
cas, la résistance de la masse rocheuse
est sensiblement similaire à celle de la matrice rocheuse.
[2]
Cependant, en raison du manque de paramètres mesurables
plus représentatifs et de la
largeur des intervalles permettant de décrire les
conditions de surface des discontinuités,
seules des gammes de valeur peuvent être estimées
à partir de la classification GSI. [3] [4]
[5]
Tableau I-1 : Qualité du massif rocheux selon
la valeur du GSI (Hoek-Brown ,1995).
Valeur du GSI
|
76-85
|
56-75
|
41-55
|
21-40
|
< 20
|
Qualité du massif
|
Très bonne
|
Bonne
|
Moyenne
|
Mauvaise
|
Très mauvaise
|
|
L'A.F.T.E.S
L'A.F.T.E.S. a établi en 1976 des recommandations
"relatives au choix du type de soutènement en galerie".
La définition des critères et paramètres
retenus pour caractériser les terrains se base, pour ce qui concerne le
cas des galeries exécutées à l'intérieur de massifs
rocheux, sur d'autres recommandations de l'A.F.T.E.S., "pour une description
des massifs rocheux utile à l'étude de la stabilité des
ouvrages souterrains" Les critères plus spécialement retenus pour
le choix du soutènement sont :
? La résistance de la roche (Comportement
mécanique) ;
? Les discontinuités ;
10
Chapitre I- Revue bibliographique
? L'altérabilité ;
? Les conditions hydrologiques ; ? Les contraintes naturelles ;
? Dimension de la galerie.
Pour chacun de ces critères, une classification du
terrain est opérée et des indications sont données pour
orienter le choix du type de soutènement. On tient compte
également des dimensions de la cavité, du procédé
de creusement et de la sensibilité aux tassements. On distingue quatre
classes principales de soutènement suivant leur mode d'action par
rapport au terrain. [1]
L'indice Q de Barton
Sur la base des données issues d'un grand nombre de
cas d'excavations souterraines, Barton et al (1974) du NGI (Norvegian
Geotechnical Institute) ont proposé un paramètre intitulé
Tunneling Quality Index (Q). Ce paramètre est identifié indice
Q.
Il permet de prendre en compte la qualité de la
matrice rocheuse et de la surface des discontinuités afin d'en
déduire le comportement mécanique de la masse rocheuse et
l'estimation du système de soutènement requis pour les galeries
souterraines. En fonction de la qualité générale de la
masse rocheuse, l'indice Q de Barton est une valeur globale variant de 0,001
à 1000. [8]
Méthode de Z. Bieniawski
Z. Bieniawski (1973-1983) utilise six paramètres pour
classer les roches ; [9]
La résistance de la matrice
rocheuse
Bieniawski reprend la classification de la résistance
à la compression uni axiale de la
roche intacte proposée par Deere. Il propose
également l'évaluation par le test de la charge
ponctuelle dans lequel une carotte est chargée suivant un
diamètre par deux pointes en acier
(Broch & Franklin, 1972). [9] [10]
La Qualité de la roche via RQD de
Deere
Le RQD est calculé sur la longueur de passe de sondage
par longueur des morceaux d'une
dimension supérieure à 10 cm.
L'espacement des discontinuités de la roche
:
Le terme discontinuités reprend ici les joints, failles,
stratifications et autres plans de
faiblesse. À nouveau, Bieniawski s'inspire de la
classification proposée par Deere.
? La qualité des discontinuités de la
roche
11
Chapitre I- Revue bibliographique
Ce paramètre prend en considération l'ouverture
des joints, leur continuité, leur rugosité et la présence
éventuelle de matériaux de remplissage
? Les conditions hydrologiques
Des tentatives de prise en considération de
l'influence de l'eau souterraine sur la stabilité des excavations, sont
présentées sous diverses formes :
? Une mesure du débit d'eau entrant dans l'ouvrage.
? Le rapport entre la pression d'eau dans les joints et la
contrainte principale maximale. Une observation qualitative des venues d'eau.
[9] [10]
Orientation des
discontinuités
Ce dernier paramètre est traité
séparément, car l'influence de l'orientation des joints se marque
différemment suivant le type d'application ; à savoir les
tunnels, les talus ou les fondations. Remarquons que la valeur prise par cette
note d'ajustement est le fruit d'une estimation qualitative.
Chaque paramètre reçoit une note (voir tableau
3) pour aboutir par addition à une note globale caractérisant la
qualité de la roche. [9] [10]
12
Chapitre I- Revue bibliographique
Tableau I-2 . Paramètres de classification
des roches et notes de pondération [9]
[10]
Tableau I-3 . Note d'ajustement pour orientation
des joints (Z. Bieniawski 1973-1983) [9]
[10]
Orientation des joints
|
Très
favorable
|
Favorable
|
Moyen
|
Défavorable
|
Très
défavorable
|
Note
d'ajustement
|
0
|
-2
|
-5
|
-10
|
-12
|
|
Après addition des notes obtenues, la globale
caractérisant la qualité de la roche appelée Rock Mass
Rating (RMR). On utilise le (tableau I.2) pour connaitre :
? La classe de la roche
? Le temps pendant lequel une excavation est stable sans
soutènement
13
Chapitre I- Revue bibliographique
Tableau I-4 : Classe de rocher (RMR) (Z.
Bieniawski 1973-1983). [9]
[10]
Note globale RMR
|
100-81
|
80-61
|
60-41
|
40-21
|
<20
|
Classe de rocher et description
|
1
Très bon rocher
|
2
Bon rocher
|
3
Rocher moyen
|
4
Rocher médiocre
|
5
Rocher très médiocre
|
Temps de tenue moyen
|
10ans pour 5m de portée
|
6 mois pour 4m de portée
|
1 semaine pour 3m de portée
|
5heures pour 1.5m de portée
|
10mn pour 0.5m de portée
|
|
Pour chaque classe de rocher, Z.BIENIAWSKI propose
également des recommandations sur le soutènement à mettre
en place.
Tableau I-5 : Recommandations d'avant-projet
sommaire du soutènement d'après [9]
[10]
Classe de la roche
|
Type de soutènement
|
|
Béton projeté
|
Cintres métalliques
|
|
Complément d'ancrage
|
Voute
|
Piédroits
|
Complément de soutènement
|
Type
|
Espacement
|
1
|
Généralement pas nécessaire
|
2
|
1.5-2.0m
|
Occasionnellement treillis soudé en voute
|
50mm
|
Néant
|
Néant
|
Non rentable
|
3
|
1.0-1.5m
|
Treillis soudé+30mm de béton
projeté en voute
|
100mm
|
50mm
|
Occasionnellement treillis et boulons si
nécessaire
|
Cintres légers
|
1.5-2.0m
|
4
|
0.5-1.0m
|
Treillis soudé+30- 50mm de
béton projeté en voute et en piédroits
|
150mm
|
100mm
|
Treillis soudé et boulons de 2 à
3m d'espacement
|
Cintres moyens +50mm de béton projeté
|
0.7-1.5m
|
5
|
Non recommandé
|
200mm
|
150mm
|
Treillis soudé et boulons et
cintres légers
|
Treillis soudé
et
boulon
et cintres légers
|
0.7m
|
|
Rock Quality Designation (R.Q.D)
Le RQD (Rock Quality Designation) a été
développé par Deere et autres (1967 [11],
1988
[12] et 1989 [13]) dans le
but de donner une estimation quantitative de la fracturation du massif rocheux,
à partir de carottes obtenues par des forages. Le RQD est défini
comme étant
14
Chapitre I- Revue bibliographique
le pourcentage des morceaux intacts de longueurs
supérieures à 10 cm par rapport à la longueur totale de la
carotte...
Il est déterminé à partir des
observations faites sur les échantillons prélevés dans un
sondage carotté, le RQD est calculé sur la longueur de passe de
sondage :
R.Q.D=
|
100*E des longueurs de carottes de
longueur>10cm
|
|
|
Par longueur des morceaux d'une dimension supérieure
à 10 cm, il faut entendre morceaux de roche saine. Par exemple, on peut
extraire des carottes de plusieurs décimètres dans la mylonite ;
un tel échantillon ne peut être considéré comme
morceau de plus de 10 cm.
On calcule fréquemment le R.Q.D. pour chaque
mètre de carottage. La longueur de la passe de carottage est alors 1
m.
Il convient d'utiliser un carottier de diamètre
supérieur au moins à 50 mm pour que les morceaux de roche saine
ne soient pas cassés en cours de prélèvement. On utilise
la valeur du R.Q.D. pour classer la roche suivant sa qualité.
[11] [12] [13]
Tableau I-6 : Classification de la roche suivant
R.Q.D (Z. Bieniawski .1973-1983)
R.Q.D
|
Qualité de la roche
|
R.Q.D <25%
|
Très mauvaise
|
25% < R.Q.D <50%
|
Mauvaise
|
50% < R.Q.D < 75%
|
Moyenne
|
75% < R.Q.D < 90%
|
Bonne
|
90% < R.Q.D < 100%
|
Très bonne
|
|
Méthodes Analytiques
Les méthodes analytiques permettent de
déterminer quantitativement les paramètres de dimensionnement
à partir d'un modèle, destiné à schématiser
le comportement de l'ouvrage sous l'effet des sollicitations qui lui sont
appliquées, ainsi permettent rapidement d'obtenir des ordres de grandeur
des paramètres de calcul et d'estimer l'influence de certains
paramètres sur la réponse de l'ensemble
terrain-soutènement. Toutefois, leur domaine
15
Chapitre I- Revue bibliographique
d'application directe est limité, en raison des
hypothèses de calcul très restrictives sur lesquelles elles
reposent.
Les méthodes analytiques se basent sur des
hypothèses simples visant à simplifier la modélisation du
problème rencontré. Ces simplifications portent sur les
hypothèses suivantes :
· La géométrie : le tunnel est supposé
à section circulaire et d'axe horizontal.
· La stratigraphie : on ne prend e compte qu'une seule
couche de terrain supposée homogène.
· La loi de comportement du sol : supposée
élastique linéaire ou élasto-plastique
· L'état initial de contraintes : est supposé
isotrope et homogène.
· Les formules sont exprimées dans le plan et dans
le cadre des petites déformations.
Les méthodes analytiques peuvent se deviser en deux
groupes :
? Méthode analytique élastique.
? Méthode analytique élasto-plastique.
Les Méthodes analytiques
élastique
Sont des math des qui traitent l'entourage de l'excavation comme
un milieu élastique.
Les Méthodes analytiques
elasto-plastique
Sont des math des qui rendent en compte le développement
d'une zone plastique autour
de la cavité souterraine due de l'excavation du
tunnel.
Parmi les analyses elasto-plastiques on a :
· Théorème limits (1950). [Caquot, Atkinson,
Muhlhaus].
· Panet (1979). Convergence-confinement (1980).
Méthode convergence
confinement
La méthode convergence-confinement est
développée depuis les années 1970, elle permet de mettre
en évidence l'interaction entre un massif excavé et son
soutènement. Les hypothèses de la méthode sont :
- Galerie de forme circulaire ;
- Contraintes géostatiques et comportement
mécanique isotropes (symétrie de révolution de ces
conditions autour de la galerie).
Cette méthode tient compte cependant de facteurs
très importants relatifs à l'équilibre final du complexe
terrain-soutènement, à savoir la déformabilité du
terrain, la raideur du
16
Chapitre I- Revue bibliographique
soutènement et la déformation que le terrain a
déjà atteinte lors de la mise en place du soutènement.
La méthode consiste à tracer la courbe de
convergence du terrain et la courbe de confinement du soutènement dans
le même graphique. Le point d'intersection entre la courbe de confinement
et la courbe de convergence représente l'équilibre
terrain-soutènement, ce qui nous permet de déterminer la pression
ainsi que le déplacement atteint à l'équilibre.
A.1 Tracé de la courbe de convergence du
terrain
L'expression qui relie la variation de la pression radiale P
à celle du déplacement U de la paroi du tunnel est :
??
??? = ?? ??? (I.1)
Avec : R : rayon de l'excavation et k raideurs
du terrain donné par :
??
??=
??+??
|
= ???? (I.2)
|
|
Le taux de dé-confinement du terrain s'écrit :
? = ????-?? (I.3)
????
??0 : Contrainte initiale isotrope dans le terrain
P : pression du soutènement correspondant au point
considéré de la courbe caractéristique du terrain.
Si et seulement si le comportement du terrain est
élastique, le déplacement de la paroi est lié au taux de
déconfinement par la relation ?? = ?. ????, Ue étant le
déplacement élastique de la paroi pour P=0.
A.2 Domaine élastique
linéaire
Si ???? < ??? ??? avec ???? = ????-?????? ??
résistance à la compression simple du terrain
??-?????? ??
La courbe caractéristique est une droite qui coupe l'axe
de déplacement en un point
d'abscisse ?? ??=
|
??+?? et l'axe de pression en un point d'ordonnée
??0.
?? .????.??
|
|
A.3 Zone en état limite de
rupture
Si ó0 > ???2? à partir d'une
certaine valeur de la pression (p=Pa), il se développe autour de
la cavité une zone circulaire en état limite de
rupture plastique de rayon (rp). Lorsque p diminue, rp augmente. En
considérant le critère de rupteur de Mohr-Coulomb, nous avons
:
Pa = ????(1-?????? ??) -
(?? × ?????? ??) (I.4) Le déplacement de la
paroi à l'apparition de la rupture :
U0= ???. ???? (I.5)
17
Chapitre I- Revue bibliographique
??+??
????= ?? .R.???? (I.6)
A.4 Domaine élastoplastique
parfait
Plusieurs formules ont été données pour
tracer la courbe caractéristique du terrain après qu'une zone en
état limite de rupture se formée autour de l'excavation.
??(??) = ??+??
?? .????. ????. ??
??+?? . [??. (????(??)
?? )??+?? - ?? + ??] . ?? (I.7)
Avec :
(????(??))
=
( ?? (????-??).????+???? )??p??
(I.8)
?? ????+?? . (??-??).(????-??).????+????
.ô
Le taux de déconfinement à une distance `x' du
front de taille est donné par la formule (Panet, 1995) :
?? (x)= 1-0.75× [ ??
(I.9)
??+(??? ?)*(?? ??)]??
La détermination de cette convergence permettra la
définition de la position relative des courbes caractéristiques
du soutènement et du terrain dont dépendra l'équilibre
final. Tracé de la courbe de confinement du
soutènement
Le soutènement aura pour Rôle d'appliquer la
contrainte de confinement sur les parois de l'excavation. Cette pression de
confinement s'établira au fur et à mesure que la convergence
s'effectuera et que les terrains prendront appui sur le soutènement.
???? = ???? . ?? (I.10)
??
U : déplacement radial du soutènement ; Ks : rayon
de l'excavation ;
P : pression sur le soutènement.
Tableau I-7 : Expression de la raideur et de la
pression maximale pour chaque type
de soutènement (Bouvard et al,
1995).
18
Chapitre I- Revue bibliographique
Évaluation des charges agissant sur le
tunnel
Il existe de nombreuses formules théorico-empiriques
pour évaluer quantitativement la poussée verticale sur la calotte
et les poussées latérales sur les piédroits, qui souvent
sont notablement différentes selon les diverses hypothèses
adoptées et les paramètres mis en évidence. Étant
donné que le tunnel objet du présent projet se trouve
relativement en surface (rameau de connexion d'un tunnel de métro), la
méthode la plus adéquate pour évaluer les charges est
celle de Terzaghi (Terzaghi, 1943). Cette méthode sera
présentée dans ce qui suit.
Calcul des charges verticales
Selon les effets, on distingue les classes suivantes :
? Terrains non cohésifs ;
? Terrains cohésifs.
Figure I-2 : pression verticale sur la calotte
(Terzaghi, 1943).
Terrains non cohésifs
Le matériau est considéré en
équilibre plastique. En se basant sur une série
d'expériences, Terzaghi (1946) fournit deux expressions
différentes de la pression au sommet du tunnel selon la hauteur de la
couverture.
? Pour H0 = 5. ??1 l'effet de voute
s'entend jusqu'à la surface (Fig. I.14) et la pression verticale est
:
???? = ??.????
??.?????? (?? - ??(-??.??.??????
???? )) (I.11) Avec K: le coefficient
expérimental pris 1 selon Terzaghi.
Et ????= ??+ ??. ??.??????(?? ?? - ?? ??)
(I.12)
? Pour H0 > 5. ??1 l'effet de
voute ne se fait pas ressentir jusqu'à la surface (Fig. II.1). la
hauteur totale sera par conséquent composée de deux hauteurs, une
hauteur
19
Chapitre I- Revue bibliographique
soumise à l'effet de voute (H1) et une hauteur
résiduelle (H2) s'étendant jusqu'à la surface.
La pression verticale sur la calotte serait alors égale
à :
???? = ???.??.???????? ? (?? - ??(-??.????.??????
???? )) + ??. ????. ??(-??.????.??????
???? ) (I.13)
Terrains cohésifs
Selon Terzaghi (1946) :
? Lorsque H0 = 5.B1 (le tunnel se trouve en petite profondeur),
l'expression de la pression verticale ???? est :
???? = ??.????-?? . (?? - ??(-??.??.??????
???? )) (I.14)
??.??????
? Lorsque H0 > 5.B1 on a plus simplement
???? = ??.????-?? (I.15)
??.??????
Calcul des pressions latérales
La pression latérale agissant sur les piédroits
du tunnel sera calculée en utilisant les équations suivantes :
Poussée active
Pact= Ka.Pv - (2cv????)
(I.16)
Avec Ka = tg2
(????-????)
Poussée passive
En se basant sur les calculs de vérification sur un
grand nombre de tunnels ferroviaires à double voies, Desimone
considère que la résistance passive du terrain aux
déformations imposées existe toujours même pour des terres
dégradées dont l'angle de frottement interne est inférieur
à 30°.et que cette résistance diminue avec l'accroissement
de la poussée active, et que La somme des poussées active et
passive concourt toujours à la stabilité du revêtement.
Pour son évaluation, Desimone propose un coefficient
empirique "X".
Ppass= ë×Pact (I.17)
Les valeurs du coefficient X en fonction de l'angle de
frottement (??) sont données par le Tableau I.7.
20
Chapitre I- Revue bibliographique
Tableau J-8 : coefficient empirique A en fonction
de l'angle de frottementö
??
|
15°
|
20°
|
25°
|
30°
|
X
|
0.2
|
0.5
|
0.7
|
0.8
|
|
Dans le champ de variation de l'angle de frottement ö
où les deux poussées actives et passives coexistent, une pression
latérale globale égale à la somme des deux
poussées.
P= Pact+ Pp (I.18)
P = (1+ë) +Pact (I.19)
Les méthodes numériques
Les méthodes numériques présentent
l'avantage de prendre en compte directement la réponse du terrain et du
soutènement, ainsi que d'une grande partie des
spécificités du projet (tant sur le plan
géométrique que géotechnique). Ses utilisations ont pris
une ampleur considérable au cours des dernières années,
aussi bien pour des fins de recherche que pour des applications à des
projets. Toutefois, des progrès restent nécessaires pour
améliorer les moyens de représenter, dans le calcul, les
particularités de comportement des terrains et les modes de chargements
induits par des méthodes de réalisation particulières.
Les méthodes numériques permettent d'obtenir le
champ des déplacements, contraintes et des déformations en tout
point du massif autour de l'excavation ou le soutènement et de traiter
une large gamme de problèmes qui sont difficiles voire impossibles
à résoudre avec d'autres méthodes. L'avantage
incontestable des méthodes numériques est d'aborder des
problèmes théoriques analytiquement insolubles en les
remplaçant par une solution numérique approchée.
Méthodes numériques appliquées aux
tunnels
Pour le cas des tunnels, ces méthodes permettent de
tenir compte des facteurs suivants :
? Géométrie complexe (interaction de tunnels,
tunnels non circulaires, ... etc.). ? Forces de gravité.
? Prise en compte de l'eau interstitielle.
? Interaction sol/structure.
? Comportement non-linéaire du sol et du
soutènement (lois elasto-plastiques, viscoplastiques,
ouélasto-visco-plastiques).
Chapitre I- Revue bibliographique
? Anisotropie des terrains et de l'état de contraintes
initial. ? Charges de surfaces etc...
Les différents types de modélisations de
tunnel
Dans le cadre de projets d'ingénierie relatifs aux
études de conception d'ouvrages souterrains, plusieurs types de
modélisation peuvent être mis en oeuvre
La modélisation 2D en déformations
planes
La modélisation en déformations planes, dite
(2D-plan), consiste à admettre que la déformation portée
par la perpendiculaire au plan de l'étude est nulle. Par exemple, si le
plane l'étude est notée (1,2), alors : e33 = 0 et 13 = e23 = 0.
Le problème 3D peut ainsi être résolu comme un
problème à deux dimensions qui ne dépend que des variables
x1 et x2.
Figure I-3 : Repère du problème
2D-plan.
En déformations planes, un tunnel peut alors
être modélisé par sa section transversale ou longitudinale
mais :
? Dans la section transversale, le tunnel est supposé
infiniment long dans la direction de son axe.
? Dans la section longitudinale, le tunnel est
considéré comme une excavation de longueur infinie.
21
Figure I-4 : Modèle longitudinal et
transversal du tunnel
Dans la pratique, on utilise le plus souvent une analyse 2D
en coupe transversale. Néanmoins, pour pouvoir simuler les effets
tridimensionnels dus à l'avancement du front de taille, la
méthode la plus courante consiste à s'appuyer sur la
méthode convergence-
22
Chapitre I- Revue bibliographique
confinement. Cette analyse 2D est rapide par rapport à
l'analyse tridimensionnelle et permet donc d'utiliser des modèles de
comportements plus complexes si les données de terrain sont suffisantes.
La modélisation transversale ne permet cependant pas d'analyser la
stabilité du front de taille.
Pour effectuer cette étude, on peut envisager une
modélisation longitudinale parallèlement à l'axe du
tunnel, mais les résultats obtenus sont toujours insatisfaisants. En
effet l'excavation est considérée comme une bande de longueur
infinie alors que le tunnel est circulaire, ce qui conduit à
négliger l'effet de voûte se produisant autour du tunnel.
La modélisation tridimensionnelle
C'est le type qui permettant de traiter le problème
rencontré dans toute sa complexité car il peut prendre en compte
:
? La géométrie tridimensionnelle du projet (tunnel
en forme de fer à cheval, tunnel incliné, écaille de sol,
etc....).
? L'état de contraintes initial (coefficient des terres
au repos). Le phasage souvent complexe de la technologie d'excavation retenue
(radier décalé).
? L'ensemble des phénomènes mis en jeu (effet de
voûte au front de taille, mise en place du soutènement,
etc....).
C'est aussi l'approche la plus exigeante en taille du
système, en temps de calcul et en temps d'exploitation des
résultats. Compte tenu de sa lourdeur, ce type de calcul reste encore du
domaine de recherche et de projets importants afin de valider des approches
simplifiées
Figure I-5 : Exemple de maillage
3D.
La méthode des éléments finis
(M.E.F)
La méthode des éléments finis est une
méthode de calcul approchée qui consiste à transformer les
équations différentielles de la mécanique des milieux
continus en un système linéaire fini d'équations
algébriques, que l'on résout par des techniques
numériques
23
Chapitre I- Revue bibliographique
traditionnelles. Pour ce faire, le milieu réel est
remplacé par un milieu équivalent contenu dans un contour
polygonal, le plus proche possible du contour réel. Ce milieu
équivalent est ensuite divisé en sous-domaines réguliers,
appelés éléments finis (triangles et quadrilatères
pour un problème plan ; hexaèdres et pentaèdres pour un
problème tridimensionnel). Le champ de déplacement à
l'intérieur et sur le contour de chaque élément fini est
déterminé par une interpolation polynomiale entre des valeurs du
champ en certains points de l'élément, appelés noeuds.
L'ensemble forme par les éléments finis est appelé
maillage. [6]
Figure I-6 : Exemple d'un maillage.
[3]
L'objectif de la méthode des
éléments finis
· Apprendre la méthode des éléments
finis (MEF)
· Maîtriser les concepts de base de la
modélisation numérique ;
· Être capable de résoudre des
problèmes mécaniques et physiques. Domaines
d'application de la MEF
· Analyse linéaire (statique et dynamique) ;
· Analyse non linéaire (grands
déplacements, grandes déformations, contact et frottement,
flambage, ...)
· Mise en forme des matériaux thermique (en
régime permanent et transitoire, ...) ;
· Mécanique des fluides ;
· Électromagnétisme ;
24
Chapitre I- Revue bibliographique
· Dynamique rapide (choc, impact, crash) ;
· Optimisation des structures.
Concepts de base
La MEF consiste à remplacer la structure physique
à étudier par un nombre fini d'éléments ou de
composants discrets qui représentent un maillage. Ces
éléments sont lies entre eux par un nombre de points
appelés noeuds. On considère d'abord le comportement de chaque
partie indépendante, puis on assemble ces parties de telle sorte qu'on
assure l'équilibre des forces et la compatibilité du
déplacement réel de la structure en tant qu'objet continu. [8]
La MEF est extrêmement puissante puisqu'elle permet
d'étudier correctement des structures continues ayant des
propriétés géométriques et des conditions de
charges compliquées.
Elle nécessite un grand nombre de calculs qui, cause
de leur nature répétitive, s'adaptent parfaitement à la
programmation numérique. [8]
L'utilisation de la MEF
L'utilisation de la MEF pour les tunnels s'avère
très efficace. Cette méthode donne une satisfaction pour
vérifier le dimensionnement des ouvrages vis-à-vis de leurs
résistances à la rupture. Elle permet de prendre en compte des
géométries quelconque des couches de terrain, elle ne fait pas
d'hypothèse a priori sur la cinématique de l'ouvrage de
soutènement.
Elle permet de présenter les interactions du
soutènement avec d'autres composantes de l'ouvrage ou avec des ouvrages
avoisinants. [9] Donc pour la modélisation des problèmes
géotechniques complexe, la MEF nécessite :
· La définition de la géométrie du
problème (pour que les frontières du calcul n'influent pas sur
les résultats ;
· Le choix d'une loi de comportement du sol, de type Mohr
-Coulomb, Duncan, etc. ;
· Les caractéristiques mécaniques des
ouvrages et des éléments d'interface, de soutènement et de
revêtement pour introduire l'interaction sol-structure ;
· Les conditions hydrauliques ;
· L'état initial des contraintes et des pressions
interstitielles.
25
Chapitre I- Revue bibliographique
Conclusion
Dans ce chapitre nous avons présenté une
synthèse globale sur l'étude du tunnel : classification des
tunnels, modes et techniques de creusement ainsi que le soutènement qui
est une étape cruciale et déterminante du projet de
l'exécution du tunnel. Il s'agit d'un problème
particulièrement complexe en raison de l'influence de très
nombreux paramètres.
Le choix d'un type de soutènement dépend de la
lithologie de site, les caractéristiques géotechniques, la
présence de la nappe phréatique, la hauteur de la couverture, la
présence des ouvrages voisinant...etc.
Le tunnel peut devenir très couteux lorsque qu'il est
long et percé dans une roche dure ou au contraire dans roche friable.
Cependant, dans un contexte difficile, (fortes pentes, risque
d'éboulement ou de glissement de terrain, ...) le tunnel peut être
une solution moins chère et plus sécurisante qu'une longue route
en lacets.
26
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
CHAPITRE II : Reconnaissances géologiques
et
géotechniques
Les conditions géologiques, géotechniques et
hydrogéologiques sont plus que tous autre, des facteurs
déterminants du degré de difficulté et du coût de
réalisation d'un ouvrage souterrain et le choix des méthodes
d'excavation, des soutènements et des revêtements.
Il est nécessaire de prévoir, dès
l'origine du projet, tous les moyens pour obtenir une image aussi
complète que possible, des caractéristiques de la zone, à
traverser : matériel et techniques adéquates (sondages, puits de
reconnaissance...), homme compétent (géologue,
hydrogéologue, géotechniciens).
Au cours de ce chapitre, la situation du projet et la
présentation de l'ouvrage, la description de la géologie,
l'hydrogéologie et la sismicité de la zone d'étude sera
détaillée.
Situation du projet
Le projet routier s'étale sur un linéaire
d'environ 110 km. En plus de plusieurs viaducs, ponts et ouvrages hydrauliques,
il comporte également la réalisation d'un tunnel bitube à
la hauteur de la ville de Texanna (Wilaya de Jijel) de 1,9 km de longueur
environ pour chaque tube.
Figure II-1 : Plan synoptique du tracé de
l'autoroute et localisation du tunnel.
27
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Description générale du projet
Localisation du tunnel
La localisation approximative du tunnel par rapport au
tracé de l'autoroute est montrée sur la (figure II-2). Notre
ouvrage étudié est un tunnel faisant partie des tunnels
bitube.
Ce dernier est en cours de réalisation à la
commune de Texanna. Ce tunnel se trouve dans un piquetage de PK24 et PK27 et sa
longueur est de 1,9 km à une hauteur maximale de creusement de m. Il se
localise au-dessous d'une couverture maximale de 270 m.
Figure II-2 : Localisation du
tunnel.
Présentation de l'ouvrage
Coupe transversale du tunnel
La coupe transversale type du tunnel, ainsi que les
données géométriques relatives à ce dernier sont
présentées dans la (figure II-3). La coupe transversale du tunnel
comprend : ? Trois (3) voies dans chaque tube, d'une largeur de 3,50 m chacune
;
? Une (1) bande dérasée de 0,5 m de largeur de
part et d'autre ;
? Deux (2) trottoirs de 0,75 m de largeur chacun.
Le gabarit minimal à dégager au niveau des
voies présentes une hauteur de 5,25 m. La disponibilité de
l'espace au-dessus du gabarit permet l'installation des équipements du
tunnel (éclairage, ventilation, signalisations routières, etc.).
Des réservations sont également
28
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
prévues pour le passage des câbles
(télécommunication et autres), des drains, des bouches d'incendie
et des équipements d'urgence.
La section du tunnel a été choisie en fonction
des caractéristiques géométriques, des données
géologiques et géotechniques du terrain encaissant, ainsi que la
hauteur de la couverture. Elle comporte un profil circulaire en voûte et
piédroit d'un rayon à l'intrados de 6,77 m.
Figure II-3 : Coupe transversale type du
tunnel.
Tracé en plan et profil en long
L'axe du tunnel suit un alignement droit sur environ 1170 m
de longueur, et prend, par la suite, une courbe de 1000 m vers la gauche sur
environ 660m.
Le profil en long du tunnel présente deux alignements
droits et une pente maximale de 4%, du centre vers deux côtés
reliés par une courbe de 12500 m de rayon sur une longueur de 1000 m.
Description générale du site
Géomorphologie et stabilité
générales
Le site traversé par le futur tunnel présente
un certain nombre de contraintes géomorphologiques, géotechniques
et géologiques, dont les principales sont sommairement décrites
ci-après.
29
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Portail nord
· La pente du versant est faible, soit environ 25 à
3Ø°.
· Quelques talwegs sont situés autour de ce
portail, dont un majeur traversant l'axe du tunnel en biais.
· L'absence de végétation, contrairement
au reste du secteur, témoigne que de l'érosion ou des mouvements
de sol de surface ont eu lieu récemment. Les eaux des talwegs
s'écoulent vers les cours d'eau situés en contrebas du portail
nord. Par rapport à l'horizontale.
· L'emplacement du portail est faiblement boisé.
Cette situation pourrait expliquer que l'érosion est importante et qu'il
y a probablement un mouvement de reptation de la surface.
· Une amorce de décrochement, de faible
étendue, est visible au sud du portail. L'espace est
dénudé de végétation et est donc de nature
récente.
· Visuellement, le versant du portail semble être
constitué de flysch.
Figure II-4 : Localisation du portail nord sur une
image satellitaire (Google Earth).
Figure II-5 : Aperçu général
du secteur nord du tunnel (vue vers l'est).
30
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Portail sud
? Le versant du portail présente une pente douce de
l'ordre de 25° par rapport à
l'horizontale.
? La sortie du tunnel donne sur un thalweg situé
à une cinquantaine de mètres de distance environ.
? Le terrain semble dénudé à plusieurs
endroits et pourrait être à stabilité précaire. ? Un
glissement de terrain est visible du côté sud. Son bourrelet
s'étend jusqu'à une
soixantaine de mètres environ du côté sud
du portail. Ce bourrelet est montré sur les
(figures II-6 et II-8).
? Il y a quelques habitations dans le secteur.
Figure II-6 : Localisation du portail sud sur une
image satellitaire (Google Earth).
Figure II-7 : Localisation du portail
sud.
31
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Figure II-8 : Bourrelet de glissement au portail sud
de sortie. Tracé du tunnel entre les deux portails
? La couverture maximale du tunnel est de l'ordre de 270 m.
? Quelques glissements de terrain, probablement de surface,
sont observés dans le secteur du tracé du tunnel, mais à
une couverture de plus de 70 m. Un exemple de ces instabilités est
montré sur la (figure II.8).
? Un décrochement a été observé sur
le déblai dénudé de la RN77 (figure II.8).
? Quelques dégradations et décrochements ont
été notés au niveau de la CW137A. Un exemple de ces
instabilités est montré sur la figure II.9.
Figure II-9 : Aperçu général
du secteur centre-sud du tunnel (vue vers l'ouest).
32
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Figure II-10 : Exemple de décrochement
existant le long de la CW137A situé à 210 m
environ.
Géologie, hydrogéologie et sismicité
de la zone d'étude
Les études géologiques, hydrogéologiques
et la sismicité constituent d'une manière générale
trois aspects complémentaires de l'étude des terrains dans
lesquels doivent être exécutés les ouvrages.
Cadre géologique
Géologie régionale
L'Algérie fait partie de l'ensemble nord-ouest
africain. L'examen du schéma structural montre qu'elle est naturellement
subdivisée en deux principaux ensembles (figure II-10). Au nord,
l'Algérie septentrionale très complexe par son origine et sa
disposition englobe le domaine tellien, l'Atlas saharien et les hautes
plaines.
Le domaine tellien du nord de l'Algérie fait partie de
l'orogène alpin périméditerranéen. Il est
subdivisé en plusieurs chaînons, eux-mêmes appartenant
à deux principaux ensembles, soit le tell méridional et le tell
septentrional.
Au sud, un domaine méridional, le Sahara avec son
climat désertique où affleurent les socles précambriens du
Hoggar et des Eglab sur lesquels viennent en discordance les formations
phanérozoïques de la plateforme saharienne.
33
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
La région de Jijel fait partie de la petite Kabylie,
entité géographique des chaînes côtières de
l'est algérien. Ces chaînes appartiennent à la chaîne
alpine d'Algérie orientale qui représente le segment oriental de
la chaîne des Maghrébides.
La chaîne alpine d'Algérie est
caractérisée par des structures en nappes à vergence sud
dominante. Ces nappes sont issues de trois domaines
paléogéographiques avec du nord vers le sud :
? Le domaine interne ;
? Le domaine des flysch ;
Figure II-11 : Carte géologique
simplifiée du Maghreb (Dr. Belhai, 1996).
Figure II-12 : Coupe structurale schématique
de la chaîne maghrébide.
? Le domaine externe.
34
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Cadre géologique locale de la région du
tunnel
Le tunnel traverse une région à relief
montagneux, accidenté et boisée avec des versants de pentes
douces à abruptes appartenant aux socles de la petite Kabylie. Ceux-ci
renferment des alternances de flysch du crétacé inférieur
et des schistes altérés en surface prenant appui, à partir
de 10 à 15 m de profondeur, sur des formations d'argilite
principalement. Localement des grès d'âge oligocène peuvent
également être rencontrés.
Les grès ne posent généralement pas de
problèmes particuliers de stabilité. Plus répandus dans le
secteur à l'étude, les argilites et les flyschs sont, en
revanche, plus problématiques du point de vue de la stabilité, en
raison notamment de leur potentiel d'altération lorsqu'exposés
aux conditions atmosphériques.
Figure II-13 : Plan de la cartographie
géologique dans le tracé.
Cadre hydrogéologique
Les conditions d'eau souterraine relevées dans les
tubes piézométriques aménagés à L'endroit
des sondages carottés sont regroupées dans le tableau
ci-après.
Les piézomètres servent à
déterminer la position du toit des différentes nappes, et
l'interdépendance qui peut exister entre elles et donnent le niveau
piézométrique de l'eau captive dans les terrains
perméables au sein des sols imperméables que traverse le projet
(Tableau II.1).
35
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-1 : Niveaux piézométriques
relevés dans les sondages.
Sondage
|
Date
|
Niveau piézométrique (m)
|
Excavation du niveau piézométrique (m)
|
FT-1
|
05-12-2012
|
50,60
|
571,40
|
24-12-2012
|
50,00
|
572,00
|
FT-2
|
25-12-2012
|
50,00
|
568,00
|
FT-3
|
25-12-2012
|
53,00
|
563,00
|
FT-4
|
05-12-2012
|
46,10
|
545,90
|
24-12-2012
|
48,25
|
545,95
|
01-01-2013
|
50,75
|
546,25
|
FT-5
|
05-12-2012
|
58,90
|
501,10
|
24-12-2012
|
49,45
|
500,55
|
01-01-2013
|
49,50
|
500,50
|
FT-6
|
15-10-2012
|
43,80
|
498,20
|
08-12-2012
|
46,4
|
485,60
|
25-12-2012
|
37,5
|
484,50
|
Cadre sismique
La prédiction des séismes n'étant pas
possible actuellement. Pour une région donnée, les seuls
éléments dont les sismologues disposent sont des statistiques sur
l'occurrence et la magnitude des séismes. Couplées avec les
observations actuelles, ces dernières informations permettent de
déterminer, de façon approximative, l'occurrence des
séismes à un endroit donné. On détermine ainsi ce
qu'on appelle l'aléa sismique.
En plus de l'aléa sismique déterminé par
la sismologie instrumentale et historique, le risque sismique prend, en outre,
en considération d'autres éléments principaux pouvant
entraîner des dégâts, tels les éléments
liés au sous-sol, aux ouvrages projetés, à la topographie,
etc. En effet, les ondes émises par un séisme peuvent être
amplifiées par la structure des ouvrages. Des structures
géologiques particulières peuvent également modifier
localement l'amplitude des ondes.
On parle alors « d'effets de site ». Ainsi, pour
établir une carte de risque sismique définitive, il faut
connaître la nature du sous-sol sur lequel sera construit l'ouvrage, et
ce afin de déterminer s'il peut amplifier ou non les ondes provenant
d'un tremblement de terre. Par ailleurs, l'étude du risque sismique
global prend également en compte l'instabilité des versants et la
liquéfaction des sols susceptibles de créer des mouvements de
terrains à la suite d'un séisme.
36
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Néotectonique et sismicité de la
région
L'activité tectonique récente du nord de
l'Algérie est la conséquence de la convergence entre les plaques
lithosphériques africaine et eurasienne (figure II-13).
Le nord de l'Algérie est connu pour son intense
activité sismique. Elle est essentiellement marquée par des
séismes superficiels qui causent des dégâts
considérables dans la zone épicentrale. À titre d'exemple,
le violent séisme, du 21 mai 2003, de Boumerdès, de par son
intensité, à causer des dégâts matériels et
des pertes humaines considérables.
Figure II-14 : Carte de déplacements des
plaques lithosphériques et leurs
déformations.[2]
Zonage sismique
Les Règles Parasismiques Applicables au domaine des
Ouvrages d'Art (RPOA 2008) [3] subdivisent le territoire national en cinq (05)
zones de sismicité croissante (Figure II-14)
:
- Zone 0 : Sismicité
négligeable,
- Zone I : Sismicité faible,
- Zone IIa : moyenne,
- Zone IIb : élevée,
- Zone III : très
élevée.
Notre projet se situe dans la zone IIa, zone à
sismicité moyenne. La carte des zones de
sismicité est donnée dans la figure II-14.
37
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Figure II-15 : Carte du Zonage Sismique du Territoire
National (Source : Règles
Parasismiques Algériennes RPA 99/2003).
[3]
Programme d'investigation géotechnique
Les études géotechniques ont pour but de
déterminer les caractéristiques physiques, mécaniques et
chimiques des terrains en place. Pour l'obtention de ces paramètres, on
a recours à des essais in situ ou au laboratoire.
Compagne de reconnaissance in situ
La compagne d'investigation in situ a permis la
réalisation de sondages carottés, des essais
pressiométriques (PMT), et les essais de perméabilités.
Sondages carottés
La reconnaissance par sondage carotté permet de
prélever des échantillons de sol et de roche, d'identifier les
matériaux et de mesurer leurs propriétés
mécaniques. Les sondages ont été réalisés
à l'aide de sondeuses à boue rotative, et ont pour objectifs
d'effectuer les choses suivantes :
- Vérifier la stratigraphie et l'épaisseur
stratigraphique des couches de sol ainsi que contrôler la
piézométrie de la paroi ;
- Caractériser les couches de sol.
38
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-2 : Nature géologique du terrain
pour chaque sondage carotté.
Sondages
|
Profondeur (m)
|
Description
|
Sondage 01
|
0,0 - 0,5
|
Terre végétale
|
0,5 - 1
|
Colluvions
|
1,0 - 4
|
Schiste altéré
|
4,0 - 5,5
|
Schiste faible altéré
|
5,5 - 12,5
|
Schiste dur
|
12,5 - 30
|
Argilite
|
30,0 - 45
|
Argilite très dure
|
Sondage 02
|
0,0 - 0,5
|
Tv (argile sablo-graveleuse rougeâtre)
|
0,5 - 2,4
|
Argile sableuse
|
2,4 - 12,5
|
Schiste
|
12,5 - 16,5
|
Schistes dures
|
16,5 - 34,1
|
Schiste
|
34,1 - 42,5
|
Argilites dures
|
42,5 - 85
|
Argillites dures
|
Sondage 03
|
0,0 - 8,5
|
Schistes
|
8,5 - 85
|
Argilites très dures
|
Sondage 04
|
0,0 - 0,5
|
Terre végétale
|
0,5 - 7
|
Schistes altérés.
|
7,0 - 10
|
Argilite dure
|
10,0 - 12
|
Argilite altérée
|
12,0 - 15,5
|
Argilite plus au moins dure
|
15,5 - 19,5
|
Alternance d'argilite dure
|
19,5 - 20
|
Argilite dure.
|
20,0 - 40
|
Alternance d'argilite dure
|
40,0 - 61,5
|
Argilite dure
|
61,5 - 62
|
Argilite très altérée
|
62,0 - 70
|
Argilite plus au moins dure
|
Sondage 05
|
0,0 - 0,5
|
Terre végétale
|
0,5 - 5
|
Schiste très altères
|
5,0 - 7,0
|
Alluvions sous forme de limon sableux
|
7,0 - 11,0
|
Alluvions sous forme de sables grossières
|
11,0 - 13,0
|
Argilite très altérée.
|
13,0 - 20,0
|
Argilite dure
|
20,0 - 30,0
|
Argilite dure
|
Sondage 06
|
0,0 - 1,70
|
Argiles marneuse
|
1,70 - 9,50
|
Argiles sableuse graveleuse
|
9,50 - 18,5
|
Alternance Dm et marne
|
18,5 - 30
|
Argillite grise
|
La localisation de ces sondages par rapport au tracé du
tunnel est montrée sur les profils géologiques
insérés à l'annexe A.
39
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
L'emplacement de quelques sondages est également
désigné sur les photographies. Les détails des
résultats obtenus aux endroits sondés sont reportés dans
les rapports de forages fournis à l'annexe B. Les photographies des
caisses de chaque sondage y sont également incluses.
Essais pressiométrique (PMT)
Les essais pressiométriques ont été
exécutés sur la paroi des forages afin de mesurer les
Caractéristiques de déformation des sols support destinés
aux ouvrages souterrain. L'état actuel des essais et leurs
résultats sont les suivants.
Tableau II-3 : Résultats de l'essai
pressiométrique (PMT).
Sondages
|
Profon deur (m)
|
Description
|
Module de Young (MPa)
|
Sondage 01
|
0-1
|
Terre végétale
|
12
|
1-3
|
Schiste altéré
|
16.7
|
3-5
|
Schiste friable
|
22.3
|
5-9
|
Schiste dure
|
20.5
|
9-15
|
Argilite dure
|
106.48
|
15-21
|
Argilite dure
|
53.7
|
21-27
|
Argilite dure
|
148.6
|
27-33
|
Argilite dure
|
245.5
|
33-39
|
Argilite très dure
|
111.3
|
39-45
|
Argilite très dure
|
132.5
|
Sondage 04
|
0-1
|
Terre végétale
|
11.9
|
1-3
|
Schiste altéré
|
37.3
|
3-5
|
Schiste altéré
|
133.0
|
5-9
|
Argilite dure
|
188.6
|
9-15
|
Argilite plus au moins dure
|
74.7
|
15-21
|
Alternance d'argilite
|
82.7
|
21-27
|
Alternance d'argilite
|
163.9
|
27-33
|
Alternance d'argilite
|
132.9
|
33-39
|
Alternance d'argilite
|
137.5
|
39-45
|
Argilite dure
|
91.8
|
45-51
|
Argilite dure
|
209.2
|
Sondage 05
|
0-1
|
Terre végétale
|
0.4
|
1-3
|
Schiste très altéré
|
0,6
|
3-5
|
Schiste très altéré
|
0.4
|
5-7
|
Alluvions sous forme de limons
|
0.6
|
7-9
|
Alluvions sous forme de sable
|
5.4
|
9-11
|
Alluvions sous forme de sable
|
3.8
|
11-17
|
|
17.8
|
17-23
|
Argilite dure
|
35.2
|
|
0-3
|
Argiles marneuse
|
18.2
|
40
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Sondage 06
|
3-18
|
Marno-calcaire et grés
|
109.4
|
|
18-30
|
Argilite
|
1377.6
|
Essais de perméabilité in-situ
Les essais de perméabilité in situ ont
été exécutés conformément aux normes NF
P94-131 et NF P94-132 pour les essais Lugeon et Lefranc respectivement. Les
résultats obtenus sont récapitulés dans le tableau qui
suit (Tableau II-4). Les rapports d'essais sont joints dans la section C-2 de
l'annexe C.
Tableau II-4 : Résultats des essais de
perméabilité in situ.
Sondage
|
Type d'essais
|
Niveau d'essai (m)
|
Élévation (m)
|
Résultat
|
FT-1
|
Lefranc
|
9,00 à 10,00
|
594,00 à 593,00
|
2,02*10-4 ms-1
|
Lugeon
|
25,00 à 28,00
15m environ au-dessus de LB
(1)
|
579,00 à 576,00
|
1,17
Unités Lugeon (2)
|
FT-2
|
65,00
15m environ au-dessus de LB
|
523
|
0,02 Unités Lugeon
|
FT-3
|
98,00
Au-dessus de LB
|
518
|
0,01 Unittés Lugeon
|
FT-4
|
48,00 à 51,00 Au niveau de LB
|
504,00 à 501,00
|
2,02 Unités Lugeon
|
FT-5
|
Lefranc
|
6,00 à 7,00
|
504,00 à 503,00
|
3,66*10-4 ms-1
|
Essais de laboratoire
Des échantillons des roches représentatifs des
différentes unités lithologiques interceptées dans les
sondages ont été sélectionnés pour faire l'objet
d'essais de caractérisation en laboratoire. Ces essais ont
comporté la réalisation :
y' Des essais d'identification des caractéristiques
physiques ;
y' Des essais mécaniques : résistance à
la compression (óci), résistance à la traction
(ót), et module (Ei);
y' Des analyses chimiques.
Les tableaux qui suivent résument le programme des
essais effectués et des résultats obtenus. Les détails des
essais mécaniques et chimiques sont fournis dans les sections D-1 et D-2
de l'annexe D respectivement.
41
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Essais physiques
Tableau II-5 : Essais d'identification des
paramètres physiques.
Sondages
|
Échantillon Prof (m)
|
W (%)
|
ã (KN/m3)
|
FT-1
|
7.60 à 8.00
|
0.90
|
1.80
|
11.90 à 12.50
|
1.13
|
2.70
|
35.50 à 36.00
|
0.87
|
2.73
|
40.00 à 40.50
|
0.94
|
2.71
|
FT-3
|
80.20 à 80.70
|
-
|
2.69
|
81.50 à 81.75
|
-
|
2.73
|
81.75 à 82.00
|
-
|
2.50
|
87.10 à 87.60
|
-
|
2.77
|
92.60 à 93.00
|
-
|
2.75
|
101.50 à 101.80
|
-
|
2.78
|
102.40 à 102.80
|
-
|
2.74
|
106.70 à 107.00
|
-
|
2.81
|
110.00 à 110.30
|
-
|
2.80
|
FT-4
|
30.00 à 30.50
|
|
2.76
|
37.00 à 37.50
|
0.87
|
2.75
|
40.00 à 41.00
|
0.82
|
2.77
|
59.00 à 59.50
|
0.72
|
2.76
|
62.00 à 63.00
|
0.81
|
2.77
|
67.50 à 67.80
|
|
2.80
|
68.00 à 68.50
|
0.68
|
2.80
|
FT-5
|
27.00 à 27.50
|
0.64
|
2.73
|
27.00 à 27.50
|
0.65
|
2.73
|
42
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Essais mécaniques
Figure II-16 : Exemple de rupture de la carotte de
roc selon des plans quasi-verticaux.
Figure II-17 : Exemple de rupture de la carotte du
roc selon un plan incliné.
43
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Figure II-18 : Exemple de rupture de la carotte de
roc lors de l'essai de traction.
Tableau II-6 : Résultats des essais
mécaniques sur carottes de roc.
Sondage
|
Echantillon Prof (m)
|
Résistance à la compression uniaxiale
óci (MPa)
|
Résistance à la traction ót (MPa)
|
Module Ei (MPa)
|
FT-1
|
7.60 à 8.00
|
5.04
|
-
|
-
|
11.90 à 12.50
|
1.29 (1)
|
-
|
1600.00
|
35.00 à 36.00
|
1.70 (1)
|
-
|
-
|
40.00 à 40.50
|
8.51
|
-
|
1250.00
|
FT-3
|
80.20 à 80.70
|
6.80
|
2.33
|
371.00
|
81.50 à 81.75
|
10.12
|
-
|
1547.00
|
81.75 à 82.00
|
5.06
|
-
|
1162.00
|
87.00 à 87.60
|
24.42
|
0.50
|
2974.00
|
92.60 à 93.00
|
25.62
|
-
|
36560.00
|
101.50 à 101.80
|
13.14
|
-
|
2609.00
|
102.40 à 102.80
|
12.75
|
-
|
3182.00
|
106.70 à 107.00
|
7.90
|
-
|
1668.00
|
110.00 à 110.30
|
9.12
|
-
|
2084.00
|
FT-4
|
30.00 à 30.50
|
18.17
|
-
|
-
|
37.00 à 37.50
|
10.09
|
2.36
|
1800.00
|
40.00 à 41.00
|
7.30
|
-
|
1500.00
|
59.00 à 59.50
|
2.74 (1)
|
-
|
1000.00
|
62.00 à 63.00
|
11.93
|
1.88
|
22000.00
|
67.00 à 67.80
|
4.49
|
2.22
|
1800.00
|
68.00 à 68.50
|
9.65
|
-
|
20000.00
|
FT-5
|
27.00 à 27.50
|
8.35
|
-
|
880.00
|
27.00 à 27.50
|
11.05
|
-
|
2000.00
|
44
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Essais chimiques
Tableau II-7 : Résultats des analyses
chimiques.
Sondage
|
Échantillon Prof. (m)
|
Chlorures (%) [NA 9297-1989]
|
Sulfates (%) [NA 461]
|
PH
[NA 10390-2005]
|
FT-1
|
2.50 à 3.00
|
0.341
|
0.032
|
7.53
|
20.50 à 21.00
|
0.127
|
0.009
|
6.55
|
12.50 à 13.00
|
0.584
|
0.048
|
7.22
|
FT-5
|
2.50 à 3.00
|
0.172
|
0.079
|
7.11
|
9.50 à 10.00
|
0.294
|
0.195
|
7.02
|
29.50 à 30.00
|
0.112
|
0.034
|
7.06
|
FT-6
|
3.00 à 3.50
|
0.585
|
0.084
|
7.62
|
25.00 à 25.50
|
0.386
|
0.056
|
6.33
|
Les résultats précédents confirment
l'aspect non agressif du milieu environnant à l'emplacement prévu
du tunnel.
Ces résultats doivent, toutefois, être
nécessairement confirmés par d'autres analyses chimiques
réalisées sur des échantillons d'eau
prélevés dans le secteur des travaux et
préférablement à intérieur du tunnel.
Interprétation des résultats de
l'investigation géotechnique
Les observations sur le terrain et les sondages carottés
FT-1 à FT-6 exécutés ont permis
d'identifier quatre (4) principales unités lithologiques
(UL) le long du tracé du tunnel.
? Unité lithologique 1 (UL1) : Flysch ;
? Unité lithologique 2 (UL2) : Schiste très
fracturé ;
? Unité lithologique 3 (UL3) : Argilite
supérieure très fracturée ;
? Unité lithologique 4 (UL4) : Argilite inférieure
moyennement fracturée.
L'entendue des unités lithologiques le long du
tracé du tunnel est montrée, sous forme de coupes
géologiques, à l'annexe A. Le tracé du tunnel y est
également indiqué. La cartographie géologique du site
(figure II-13), les coupes géologiques de même que la description
ci-dessous des caractéristiques géologiques de chaque
unité lithologique ont été établies par le
géologue du groupement.
La délimitation entre les différentes
unités lithologiques a été déterminée, de
façon approximative, par une interpolation linéaire entre les
résultats obtenus au droit des sondages carottés et les
résultats de la cartographie sur le site en s'appuyant, entre autres,
sur les
45
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
affleurements rocheux, les talus rocheux en déblais de
routes et de chemins d'accès, les espaces érodés, les
surfaces des sillons, etc.
Une description générale des principales
caractéristiques de chacune de ces unités lithologiques est
présentée ci-après.
Unité lithologique UL1 : Flysch
Deux principaux types de flysch sont distingués en
surface du site. Les flyschs massyliens (figure 3.8) représentés
par des quartzites et des pélites grises, décomprimées,
d'âge crétacé (Néocomien), surmonté par une
mince couverture limono-sableuse d'âge quaternaire. Les flyschs
maurétaniens correspondent à une alternance de bancs de
grès d'épaisseur décimétrique et d'argile
très friable.
Unité lithologique UL2 : Schiste très
fracturé
Cette unité correspond aux matériaux de schistes
satinés très altérés de couleur
brun-grisâtre, avec des fractures obliques à sub-verticales
remplies de quartzite et montrant des traces d'oxydation. Elle présente
une faible consistance. Selon les forages exécutés, cette
formation peut s'étendre jusqu'à une profondeur de 35 m.
Unités lithologiques UL3 et UL4 :
Argilite
Ces unités correspondent aux matériaux qui
constituent le substratum du tunnel. Il s'agit d'une argilite
altérée, friable, dégradable et très
fracturée dans sa partie supérieure jusqu'a 50 m de profondeur
environ (RQD < 20%), et devient, par la suite, moyennement fracturée
(RQD moyen : 60 %), saine et de consistance rocheuse.
Pour essayer de structurer ce savoir et de fournir des outils
d'aide à la conception, certains auteurs ont très tôt
proposé des synthèses sous forme de classifications. Ces
méthodes, rapides d'emploi et donc économiques, reposent sur
différents paramètres morphologiques et géotechniques.
C'est donc le choix de ces paramètres et la façon de les
utiliser pour le dimensionnement de l'ouvrage qui va faire la différence
d'une méthode à l'autre. Nous exposons uniquement les
méthodes empiriques les plus utilisées actuellement.
Synthèse des paramètres
géotechniques
Au stade des études préliminaires, les ouvrages
souterrains sont fréquemment dimensionnés à partir de
classifications des massifs rocheux. En effet, l'art de construction
des tunnels est demeuré jusqu'à ces soixante dernières
années une science essentiellement
46
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
empirique dont les spécialistes se constituaient un
savoir-faire au travers des expériences passées.
Classification des massifs rocheux du tunnel
étudié
Quatre principales méthodes furent utilisées
pour la classification géomécanique des unités
lithologiques UL-1 à UL-4 définies précédemment. Il
s'agit de celles basées sur les indices RQD, RMR, Q et GSI. Les
détails et les résultats obtenus sont présentés,
pour chaque méthode, dans les sections ci-après.
Classification selon l'indice R.Q.D
Le RQD (Rock Quality Designation) a été
développé par Deere et autres (1967 [11], 1988
[12] et 1989 [13) dans le but de donner une
estimation quantitative de la fracturation du massif rocheux, à partir
de carottes obtenues par des forages. Le RQD est défini comme
étant le pourcentage des morceaux intacts de longueurs
supérieures à 10 cm par rapport à la longueur totale de la
carotte.
Les valeurs RQD estimées à partir des carottes
récupérées dans les sondages FT-1 à FT-6 sont
reportées dans les rapports de forages correspondants joints à
l'annexe B.
La qualité de la roche en fonction du RQD moyen
estimé pour les unités lithologiques UL1 à UL4 est
résumée dans le tableau ci-dessous.
Tableau II-8 : Valeur RQD des unités
lithologiques UL1 à UL4.
Unités lithologiques
|
RQD
(%)
|
Classe (1)
|
Qualité de la roche
|
fracturation Densité de
|
UL1
|
0
|
RQD 5
|
Très mauvaise
|
Très forte
|
UL2
|
0
|
RQD 5
|
Très mauvaise
|
Très forte
|
UL3
|
20
|
RQD 4
|
Très mauvaise
|
Très forte
|
UL4
|
65
|
RQD 3
|
Moyenne
|
Moyenne
|
Classification selon l'indice Q de BARTON
Sur la base des données issues d'un grand nombre de cas
d'excavations souterraines, Barton et al (1974) [7] du NGI
(Norvegian Geotechnical Institute) ont proposé un paramètre
intitulé Tunneling Quality Index (Q). Ce paramètre est
identifié indice Q.
L'application de cette méthode au contexte des
unités lithologiques UL1 à UL4 a conduit aux valeurs moyennes de
l'indice Q regroupées dans le tableau qui suit. [8]
47
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-9 : Valeurs Q des unités
lithologiques UL1 à UL4.
Unités lithologiques
|
Q
|
Qualité de la masse rocheuse
|
UL1
|
0,08
|
Extrêmement mauvaise
|
UL2
|
0,4
|
Très mauvaise
|
UL3
|
0,6
|
Très mauvaise
|
UL4
|
1,8
|
Mauvaise
|
L'indice Q permet également l'estimation quantitative
des soutènements nécessaires à la stabilité des
excavations souterraines à partir de la géométrie de
l'excavation et d'un paramètre intitulé ESR (Excavation
Support Ratio), lequel est fonction de l'utilisation projetée du
tunnel et du degré de sécurité désiré.
[8]
Classification selon l'indice RMR
Bieniawski a publié en 1976 [9] les
détails d'une classification des massifs rocheux intitulée Roch
Mass Rating (RMR76). Depuis la version originale, certaines modifications y ont
été apportées. La version la plus utilisée
actuellement est celle de Bieniawski de 1989 [10]. Elle est
identifiée RMR89.
L'indice RMR89 est la somme de cinq (5) notes (A1 à A5)
représentant la quantification de cinq (5) paramètres
caractérisant le massif rocheux et d'une (1) note d'ajustement (B)
prenant en considération l'orientation des discontinuités.
Le RMR a été établi pour varier dans la
gamme 0 à 100. Les cinq (5) paramètres caractérisant le
massif rocheux sont : la résistance à la compression de la roche,
l'indice RQD, l'espacement des discontinuités, l'état des
discontinuités et les conditions hydrogéologiques.
Les notations correspondantes à chacun des six (6)
paramètres de la classification RMR89 sont fournies à l'annexe E.
La notation totale obtenue aboutit à cinq (5) classes de massif rocheux
en fonction de sa qualité. À chaque classe de massif rocheux
correspond un certain temps de tenue sans soutènement, ainsi qu'une
plage de variation de ses propriétés mécaniques
(cohésion et angle de frottement).
Ces données sont fournies à l'annexe E.
L'application de cette méthode au contexte des unités
lithologiques UL1 à UL4 a donné les résultats
récapitulés dans le tableau ci-dessous.
48
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-10 : Valeurs RMR89 des unités
lithologiques UL1 à UL5. [9] [10]
Unités lithologiques
|
RMR 89
|
Classe
|
Qualité de la masse rocheuse
|
UL1
|
15
|
V
|
Très mauvaise
|
UL2
|
19
|
V
|
Très mauvaise
|
UL3
|
25
|
IV
|
Mauvaise
|
UL4
|
38
|
IV
|
Mauvaise
|
Classification selon l'indice GSI
L'indice GSI varie entre 5 et 85. Les valeurs de GSI proches
de 5 correspondent à des masses rocheuses de très mauvaise
qualité, tandis que celles proches de 85 décrivent des masses
rocheuses d'excellente qualité. Pour ce dernier cas, la
résistance de la masse rocheuse est sensiblement similaire à
celle de la matrice rocheuse.
Cependant, en raison du manque de paramètres mesurables
plus représentatifs et de la largeur des intervalles permettant de
décrire les conditions de surface des discontinuités, seules des
gammes de valeur peuvent être estimées à partir de la
classification GSI. L'application de cette méthode de classification au
contexte des unités lithologiques UL1 à UL4 a conduit aux valeurs
moyennes de l'indice GSI données dans le tableau qui suit. [2]
[3] [4] [5]
Tableau II-11 : Valeurs GSI caractérisant
les unités lithologiques UL1 à UL4. [2] [3] [4]
[5]
Unités lithologiques
|
GSI
|
Qualité de la masse rocheuse
|
UL1
|
11
|
Très mauvaise
|
UL2
|
15
|
Très mauvaise
|
UL3
|
22
|
Mauvaise
|
UL4
|
35
|
Mauvaise
|
Ces valeurs de GSI ont été incorporées dans
le logiciel RocLab1.0 [10] pour l'estimation
des caractéristiques mécaniques des unités lithologiques
UL1 à UL4
Paramètres géotechniques des unités
lithologiques Paramètres géotechniques selon l'indice
RMR
Les paramètres de résistance (cohésion et
angle de frottement) représentant les unités lithologiques UL1
à UL4 obtenus selon l'indice RMR sont récapitulés dans le
tableau suivant. [6] [7]
49
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-12 : Paramètres
géotechniques des unités lithologiques UL1 à UL4 selon
l'indice.
[6]
[7]
Unité Lithologique
|
RMR
|
Cohésion (kPa)
|
Angle de frottement (degrés)
|
UL1
|
15
|
<100
|
<15
|
UL2
|
19
|
<100
|
<15
|
UL3
|
25
|
100 à 200
|
15 à 25
|
UL4
|
38
|
100 à 200
|
15 à 25
|
Paramètres géotechniques selon l'indice
GSI
Tel que déjà spécifié, les valeurs
GSI estimées pour chaque unité lithologique ont été
introduites dans le logiciel RocLab (Rocscience) pour
évaluer leurs caractéristiques géomécaniques. Ce
logiciel se base sur le critère de rupture
généralisé développé en 1988 [6]
par Hoek et Brown et modifié en 2002 [7] par
Hoek, Carranza-Torres et Corkum. Ce critère de rupture est
représenté par l'expression suivante :
ó'1 = ó'3 + óci
(mb×&'3
&CL +s)a
? ó'1 et ó'3 désignent respectivement les
contraintes principales majeures et mineures à la rupture ;
? mb, s et a sont des constantes caractéristiques de la
masse rocheuse, et óci représente la résistance à
la compression uniaxiale de la matrice rocheuse.
Les résultats obtenus sont résumés dans
les tableaux suivants. Les courbes de rupture représentées dans
le diagramme du critère de Hoek-Brown (contraintes principales majeures
versus contraintes principales mineures) et dans le diagramme du critère
de Mohr-Coulomb (contraintes de cisaillement versus contraintes normales) sont
fournies dans la section G-2 de l'annexe G. Les détails des calculs y
sont également indiqués.
Tableau II-13 : Paramètres
géotechniques des unités lithologiques UL1 à UL4
déduites du
critère de rupture
généralisé de Hoek-Brown.
Unité Lithologique
|
Cohésion (KPa)
|
Angle de frottement (degrés)
|
UL1
|
22
|
17,55
|
UL2
|
47
|
28,76
|
UL3
|
57
|
28,79
|
UL4
|
93
|
32,84
|
50
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-14 : Module de déformation et
autres paramètres géomécaniques des
unités
lithologiques UL1 à UL4 obtenus selon le
critère de rupture généralisé de
Hoek-Brown.
Unité Lithologique
|
ótMAS (MPa)
|
óCMAS (MPa)
|
GS (MPa)
|
EMAS (MPa)
|
UL1
|
-0,0001
|
0,003
|
0,056
|
25,82
|
UL2
|
-0,001
|
0,025
|
0,33
|
109,35
|
UL3
|
-0,007
|
0,094
|
0,534
|
151,90
|
UL4
|
-0,019
|
0,241
|
0,787
|
340,22
|
óTMAS : Résistance à la traction de la masse
rocheuse ;
óCMAS : Résistance à la compression
uniaxiale de la masse rocheuse ; GS : (Global Strength) Résistance
globale de la masse rocheuse ;
EMAS : Module de déformation de la masse rocheuse.
Les résultats du tableau précédent
confirment la mauvaise qualité, en termes de résistance et de
déformation, de l'ensemble des formations lithologiques UL1 à
UL4. Selon les recommandations de l'AFTES, l'argilite qui sera traversée
par le tunnel se classifie, en termes de module de déformation de la
masse rocheuse, dans la dernière catégorie de cette
classification, soit DM5. A cette classification correspond une masse rocheuse
de très forte déformabilité et de faible module de
déformation.
Sélection des paramètres
géotechniques d'étude
Les différents résultats des travaux de terrain
(sondages et essais in situ), des essais de laboratoire, des
différentes classifications géomécaniques combinée
à l'expérience acquise dans des projets réalisés
dans des formations géologiques comparables nous ont servi de guide pour
estimer, de façon raisonnable, les paramètres d'étude de
la masse rocheuse concernée pour ce projet de tunnel. Ces derniers sont,
pour chaque formation lithologique, regroupés dans le tableau qui
suit.
51
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Tableau II-15 : Synthèse des
paramètres géotechniques des terrains constituant le sous-sol
du
projet.
Unités lithologiques
|
Poids volumique (KN/m3)
|
Cohésion (KPa)
|
Angle de frottement (°)
|
Module de déformation (MPa)
|
Coefficient de poisson
|
UL1
|
24
|
25
|
25
|
50
|
0.3
|
UL2
|
24
|
50
|
20
|
150
|
0.3
|
UL3
|
27
|
60
|
25
|
200
|
0.3
|
UL4
|
27
|
100
|
30
|
400
|
0.3
|
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
52
Figure II-19 : Localisation des sondages et coupes
géologiques.
53
Chapitre II : Reconnaissances géologiques et
géotechniques
Conclusion
Suite à l'analyse et l'interprétation des
données géologiques, hydrogéologiques, sismiques et
géotechniques obtenus des différents rapports d'études
relatif à notre projet il en ressort que :
? De point de vue géologie, le site d'étude est
constitué principalement d'une succession de quatre formations. De la
base au sommet on note une couche d'argilite moyennement fracturée,
saine et de consistance rocheuse, surmonté respectivement par une couche
d'argilite aussi altérée, friable, dégradable et
très fracturée, une couche de schiste très fracturé
et d'une couche de flysch, comme présenté ci-dessous
? L'analyse hydrogéologique révèle
l'existence d'une nappe phréatique mais son niveau n'est de façon
générale, pas stationnaire, mais qu'il est susceptible de
fluctuer, à la hausse ou à la baisse, en fonction des conditions
climatiques, et parfois selon les modifications apportées à
l'environnement (travaux d'excavation, pompage, etc.).
? Sur la base des considérations
précitées, il appert que la zone d'étude est située
dans un secteur caractérisé par une sismicité moyenne de
classe II-a, selon le PRPOA (2008). Il y a lieu de souligner que les effets
d'un tremblement de terre dans un ouvrage souterrain confiné ne sont
pas, de manière générale, les mêmes que ceux sur une
structure située en surface. Dans le cas des tunnels bien construits
à travers une roche encaissante de bonne qualité, les effets sont
généralement faibles. Cependant, une attention
particulière doit être accordée aux zones présentant
une roche encaissante de mauvaise qualité, et plus
particulièrement au niveau des portails, où la couverture est
plus faible et où s'y trouvent généralement des terrains
de moindre qualité. Dans ces conditions, des précautions
particulières doivent être prises en phase de conception et de
réalisation pour contrer les effets sismiques sur la structure du
tunnel.
54
CHAPITRE III : Choix de soutènement
Le creusement d'un ouvrage souterrain (galerie, tunnel)
perturbe le système des contraintes naturelles autour de la
cavité crée, et généralement le terrain encaissant
agit par certaines réactions, qui peuvent être la cause directe de
l'instabilité du massif et de l'ouvrage Cette réaction
dépend directement de la nature, caractéristiques et de la
résistance mécanique du terrain excavé et les
caractères géométriques de la cavité. Pour cela la
réalisation de soutènement est l'un des éléments
essentiels de l'exécution du tunnel,
galerie.il a un rôle de protection
et de sécurité pour les personnels travaillent sous terre (contre
les chutes de petits blocs), de supportage pour assurer la stabilité des
gros blocs et de confinement pour limiter la convergence du
terrain.il sert aussi à
protéger les terrains en paroi vis-à-vis de l'altération.
[11]
Dans le présent chapitre, il est question de
dimensionner le soutènement du tunnel au niveau du tronçon 1 (PK
24+875 à Pk25+200). Le dimensionnement consiste à choisir un type
de soutènement en utilisant les recommandations de BEINIAWSKI et celles
de l'AFTES, ainsi que le calcul du soutènement choisi et sa
vérification en utilisant la méthode convergence-confinement. Et
par la suite il sera aussi vérifié la stabilité du front
de taille, et le risque du soulèvement de radier par la méthode
de Tsimbarievich.
Le choix de soutènement provisoire du tunnel de
Taxenna
Comme on peut l'observer du profil géotechnique, le
tunnel de Taxenna passe totalement d'une unité d'argilite. Les valeurs
RMR et GSI du trajet figurent ci-après. [12]
Pour une bonne étude de dimensionnement on fait appel
à une coupe lithologique qui a pour but la présentation des
différentes couches et leur paramètre géotechnique
constituant le terrain accueillant le projet, sont représentés
dans la figure III.1
55
Figure III-1 : Coupe lithologique au niveau de
tronçon 1. Choix du soutènement selon BEINIAWSKI
Selon les données géologiques,
hydrogéologiques et géotechniques du terrain encaissant le
tunnel, les critères pour le choix du type de soutènement selon
BIENIAWSKI correspondantes sont :
y' La Résistance à la compression
y' Le RQD
y' L'espacement des discontinuités
y' La nature et direction des discontinuités
y' Les conditions hydrologiques
Les types de soutènement recommandés sont :
> Boulonnage prépondérant avec des boulons
espacés de 0.5 à 1 m, grillage soudé et 30 à 50 mm
de béton projeté (couronne+ parement).
> Béton projeté prédominant avec (150
mm en couronne et 100 mm en parements), grillage soudé, boulons de 3 m
espacés de 1,5 m.
> Cintres métalliques avec des cintres moyens
espacés de 0,7 à 1,5 m et 50 mm de béton projeté en
couronne.
56
Tableau III-1 : Classification de la masse
rocheuse.
Paramètres
|
Valeurs
|
Notation
|
Résistance de la roche (MPa)
|
10
|
2
|
RQD (%)
|
65
|
13
|
Espacement des discontinuités
(mm)
|
60 à 200
|
8
|
Nature des discontinuités
|
Longueur (3 à10) Ouverture (0.1 à
1mm) Rugosité : Lisse Altération :
Moyennement Matériaux de remplissage : dur
|
2
4
1
3
2
|
Eau
|
Sec
|
15
|
Ajustement du RMR
|
(Défavorable) : -10
|
Valeur du RMR
|
50-10=40
|
Classe
|
IV
|
Rocher médiocre
|
RMR=Ó (1+2+3+4+5)=50
|
Choix du soutènement selon les recommandations de
l'AFTES
Dans ses recommandations (2003), l'AFTES (Association
Française de Tunnels et de l'espace souterrain) propose une description
plus générale du massif rocheux caractérisant chaque
paramètre (indice de discontinuité, nombre et orientation des
familles de discontinuités, type de roches, altération,
état de contraintes...etc). A partir de cette combinaison, l'AFTES
propose un type de soutènement adapté grâce à
l'utilisation de plusieurs tableaux.
Les critères pris en compte par l'AFTES sont :
> Le comportement mécanique du terrain R4 ;
> Les discontinuités N3-S4 ;
> L'altérabilité - le gonflement : Gonflant ;
> L'hydrologie R4-H2-K1 ou K2 ;
> La hauteur de recouvrement et les contraintes naturelles R4-
CN3 ;
> Les dimensions de la cavité D =13.54 m > 10 m ;
> Le procédé de creusement ;
> L'environnement.
Le tableau résume le type de soutènement pour
chaque critère ainsi que la synthèse qui permet de choisir un
soutènement adéquat.
Les types de soutènement recommandés sont : y'
Boulons à ancrage réparti avec béton projeté.
57
? Cintres légers coulissants avec blindage
métallique ou béton projeté + soutènement du front
+ boulonnage obligatoire.
Le type de soutènement choisi est : Cintres légers
coulissant avec béton projeté.
58
Tableau III-2 : Choix du type de soutènement
en fonction des conditions du terrain selon les recommandations de
l'AFTES.
59
Calcul et Vérification du
soutènement
La méthode de convergence-confinement (Panet et
Guellec, 1974) s'appuie sur la mécanique des milieux continus et fait
donc nécessairement appel pour le massif à une loi de
comportement d'un milieu continu. Toute modélisation implique à
la fois une simplification des lois de comportement et une
homogénéisation d'un certain nombre de zones du massif et par
conséquent, le recours à un milieu équivalent qui à
l'échelle de l'ouvrage, permet une représentation convenable du
comportement du massif. Le choix des caractéristiques de ce milieu
équivalent constitue, le plus souvent, l'étape la plus
délicate de la modélisation. [12]
Hypothèses
L'hypothèse forte est la considération
unidimensionnelle du problème : y' Hypothèse des
déformations planes ;
y' Hypothèse d'isotropie des contraintes initiales (K0 =
1) et d'isotropie du massif ; y' La cavité étudiée a une
forme cylindrique.
L'état initial est défini par l'état de
contraintes isotrope. H est la hauteur de couvertureet le poids volumique des
terrains sus-jacents. La contrainte initiale dans le massif est donc : ? ? ? 0
*H
Il sera utilisé la méthode
convergence-confinement pour le calcul et la vérification du
soutènement. Étant donné que les recommandations de
l'AFTES ne donnent aucune indication sur les dimensions des
éléments de soutènement, on se proposera dans un premier
temps, pour la combinaison choisie (cintre + béton projeté), les
dimensions minimales, soit :
Cintres métalliques HEB180 espacés de 0.5 m et
béton projeté de 25 cm d'épaisseur.
> Le soutènement est mis en place à une distance
de 1m du front de taille > La contrainte initiale en clé de voute
o0 = y * H= 918,11KPa
> La résistance à la compression (Rc) est
obtenue à partir des essais mécaniques Rc =10MPa
ó0 = 918.11kPa < Rc 2 = 10000
2 KPa le terrain aura un comportement élastique.
En utilisant les équations (I.7, I.9 et I.10) et les
données suivantes concernant le terrain et le soutènement :
60
Les caractéristiques du
terrain
Tableau III-3 : Les caractéristiques du
terrain.
Caractéristiques du terrain
|
Rayon (m)
|
6,77
|
Cohésion (KPa)
|
100
|
Angle de frottement (°)
|
30
|
Module de Young (MPa)
|
400
|
Coefficient de poisson
|
0,3
|
Hauteur de couverture (m)
|
36,53
|
Les caractéristiques du soutènement
> Cintres
Tableau III-4 : Les caractéristiques du
profilé HEB180.
Profilé
|
S (cm2)
|
E(MPa)
|
óacier(MPa)
|
Espacement (m)
|
HEB180
|
65,3
|
210 *103
|
160
|
0,5
|
> Béton projeté
Type
|
E(MPa)
|
óbéton (MPa)
|
Épaisseur (m)
|
Coefficient de poisson
|
Béton projeté
|
10000
|
5
|
0,25
|
0,2
|
> La distance du front de taille x =1m
> La contrainte initiale o0 = y. H
= ??????.???? ?????? ;
> La résistance à la compression Rc=10000KPa
;
> Le déplacement de la paroi à l'apparition
de la rupture :
Ue = 1+??* R * ó0 = 2,02 cm
??
Le taux de déconfinement du terrain en comportement
élastique, à une distance (x=1m) du front de taille est
(équation I.9).
2
Xso= 1- 0.75[ 1 ] = 0,476
1+4 3* 1
6.77
Le déplacement de la paroi pour P = 0
Uso= ëso*Ue
Uso = 0,476*2,02 = 0,96 cm
D'après les expressions des rigidités
données par le Tableau II.2, la rigidité du béton
projeté Kb = 384,66 MPa, et celle du
cintre métallique Kc = 405,11MPa.
La rigidité du soutènement serait alors :
Ks = Kb + Kc qui serait égale à Ks =
789,77MPa.
Selon l'équation II.10, l'équation de la courbe
caractéristique de soutènement s'écrit :
P =
|
789,77
|
* U
|
789.77
|
* 0.96 * 10-2
|
6,77
|
|
6.77
|
|
61
La méthode convergence-confinement a été
implémentée sur Excel ce qui nous a permis de tracer la courbe de
convergence du terrain et de confinement du soutènement (Figure
III.2).
élastique
Zone
Figure III-2: Courbes de
Convergence-Confinement.
Le point d'intersection de la courbe de convergence avec la
droite de confinement représente le point d'équilibre. La figure
III-2 donne à l'équilibre :
? Une pression Péq=363,64 kPa.
? Un déplacement de la paroi du tunnel
Uéq=12,3 mm.
62
À partir du Tableau I.7:
ób max.e
Pmax (béton) = R
óa.S
R.ea
Pmax (cintre) =
En considérant une contrainte limite admissible du
béton óbmax = 5MPa, et pour une épaisseur du béton
projeté e = 0,25m, le rayon du tunnel R = 6.67m, un espacement des
cintres métalliques ea = 0.5m et une contrainte admissible de l'acier
óa = 160MPa les valeurs des pressions maximales admissibles dans chacun
des éléments de soutènement sont :
Pmax (cintre) = 308 kPa et Pmax (béton
projeté) = 180kPa.
A l'équilibre terrain/soutènement, les pressions
développées au niveau du cintre métallique P (cintre) et
au niveau du béton projeté P (béton) sont :
y' P (cintre) = ???3 ??? * Peq ; y' P (cintre) =186.52kPa
y' P (béton) = ??????
??3 * Peq ;
y' P (béton) = 177,11 kPa
y' P (cintre) =186,52KPa < Pmax (cintre) = 308kPa ; y' P
(béton) =177,11Pa < Pmax (béton) = 180KPa ; y' Pmax
(soutènement) = 390.9kPa > Péq = 363.64kPa
Détermination des déplacements :
> Pbp = ????? ?????- ??????
?? ?????? = > Umax1 = 1,28cm
> Pc = ???? ?? - ???? ?????? =>
Umax2=1,47cm
?? ??
y' Umax1 < Umax2
Pmax= Pbpmax + Pcmax (U=Ubpmax)
Pmax = 390,9MPa
Par conséquent, le soutènement
proposé est vérifié vis-à-vis de la
rupture.
Vérification au risque de soulèvement du
radier
Le terrain sous le radier est une argilite moyennement
fracturée avec les caractéristiques
suivantes :
??=30° ; ??=100 kPa ; y = 27 KN/m3.
La pression verticale due au poids des terres au-dessus du radier
est :
63
P = 633.59 kPa.
Calcul de P :
En considérant la largeur du tunnel b=15.34m, la
hauteur du tunnel h=6.77m et l'angle de frottement du terrain ?? =30°
??1 = (15.342 ) + 6.77 * ?????? (45
- 30 2 ) = 11.58 m.
On a H0 = 36.53 = 5 * B1 = 57.9m
Par conséquent, l'effet de voute s'étend
jusqu'à la surface. Les charges verticales
A.1 Flysch : Pv1
En utilisant ?????? = ??.????-??
??.?????? (??- ??(-??.????.??????
???? )) + ??. ??(-??.????.?????? ???? )
Pour la hauteur soumise à l'effet de voute H1 =1,7m,
surcharge q = 0 kPa, ??=25 kN/m3, coefficient expérimental K
=1 (selon Terzaghi), ??=25°, C=25 KPa et B1=23.16 m
????*????.????-????
??.???????? (?? - ??(-??*??.??.????????
?????? = ????.???? ))= 39.97KPa.
A.2 Schiste très fracturé 1
:Pv2
En utilisant : Pv2 = ??.??1-??
??.?????? . (1 - ??(-??.??1.??????
??1 )) + Pv1. ??(-??.??1.??????
??1 )
Pour B1 = 11,58 m, H1 = 21,6 m, Pv1 = 39,97 kPa, C =
50 kPa, ã = 24 kPa et ?? = 20°
PV2 =
|
24*23.16-50 .(1 - ??(-1*21.6.????20
23.16 )) + 39.97 * ??(-1*21.6*.????20 23.16 )
= 428.50 KPa.
1.????20
|
A.3 Argilite moyennement fracturée :
Pv3
En utilisant : Pv3 = ??.??1-??
??.?????? . (1 - ??(-??.??1.??????
??1 )) + Pv2. ??(-??.??1.?????? ??1 )
Pour B1 = 11,58 m, H1 = 13,23 m, Pv2 = 428.5 kPa, C = 100 kPa,
??= 27 kPa et ?? = 30°
27*23.16-100 . (1 - ??(-1*13.23*????30
23.16 )) + 428.50 * ??(-1*13.23.????30
PV3 = 23.16) = 563,74kPa.
1*????30
A.4 La charge verticale totale
Pvt = Pv3 = 563,74 KPa
Charge horizontale
Ka est calculé par l'équation suivante : Ka =
tg2(ð4-??2) Donc Ka
= 0.33
64
Psommet = (Ka. Pv - 2.
c.vKa). (1 + A) + ãw. hw1
Psommet = (0,33 * 428.50 - 2 * 100 * v0,33) * (1 + 0,8) + 10 *
0 = 47.72kPa
Pbase = (Ka. (Pv + ??. H) - 2. c.
vKa). (1 + A) + ãw. hw2
Pbase = (0,33 * (428.5 + (27 * 36.53) - 2 * 100 * v0,33) * (1
+ 0,8) + 10 * 0 = ??????. ??????????
On calcule la profondeur x de terrain - à partir du
niveau du radier, qui exerce sa poussée sur le radier pour le soulever
(Szechy, 1971) :
On a: ?? =
|
??.????2(45°-??2)-2.??[????
(45°+??2)+????
(45°-??2)]
??[????2(45°+??2)-????2(45°-??2)]
|
X =
|
633.59*tg2(45°-????? ? )-2*100[tg(45°+30
2 )+tg(45°-30 2 )] 27[tg2(45°+30
2 )-tg2(45°-30 2 )]
|
= - 3.48
|
? X = -3.48 < 0 par conséquent la
stabilité du radier vis-à-vis du soulèvement est
vérifié. Conclusion
Le soutènement est un élément posé
immédiatement après l'opération de l'excavation, il permet
d'assurer la stabilité des parois du tunnel et la sécurité
du personnel.
En fonction des conditions géologiques et
géotechnique du terrain encaissant le tunnel, les recommandations de
l'AFTES ont permis un ensemble de solutions pour le soutènement
provisoire, le choix s'est porté sur les cintres métalliques
lourds associés au béton projeté. La méthode
convergence confinement a permis de dimensionner et vérifier le
soutènement provisoire adéquat, il sera constitué de
cintres métalliques HEB180 et d'une couche de 25cm béton
projeté, et cela nous produira la valeur de déplacement du
terrain à l'équilibre Uéq égale à 1,23
cm.
D'autre part, il a été procédé
à la vérification du risque de soulèvement du radier par
le biais de la méthode de Tsimbarievich.
65
CHAPITRE IV : Modélisation par la méthode
des éléments finis
L'évolution de la technologie amène
l'ingénieur à réaliser des projets de plus en plus
complexes, coûteux et soumis à des contraintes de
sécurité de plus en plus sévères. Pour
réaliser ces projets et vu la complexité des méthodes
analytiques de la résistance des matériaux, l'ingénieur a
recours aux méthodes qui lui permettent de simuler le comportement des
systèmes physiques complexes. Conditionnée par les progrès
effectués dans le domaine informatique et les acquis des
mathématiques dans la théorie de l'énergie, la
méthode des éléments finis est devenue
éventuellement la plus performante des méthodes numériques
vues son grand champ d'application.
Ce chapitre présente une étude numérique
visant à modéliser le tronçon du tunnel de Texana wilaya
de Jijel, en utilisant le logiciel PLAXIS 2D, la méthode sur laquelle
est basée le logiciel est la MEF et avec la NATM comme une technique
d'excavation.
Présentation de Plaxis
Le code éléments finis PLAXIS est conçu
par des géotechniciens numériciens, il présente
certainement un optimum actuel sur les plans scientifique et pratique dans le
domaine de la géotechnique.
Les développements de PLAXIS ont commencé en
1987 à l'université de Delft de la technologie, en
coopération avec le ministère hollandais des travaux publics.
Le but initial était de développer un code
facile en élément finis pour l'analyse des remblais pour les sols
mous des terres de la Hollande.
En 1993, en raison des activités continues et
croissantes, une compagnie nommée PLAXIS.
B.V a été créée pour assurer les
activités de l'université de Delft de la technologie pour
garantir la continuité et le développement.
Scientifiquement, c'est un outil d'analyse aux
éléments finis des projets géotechniques :
déplacements, déformations, capacité portante, etc.
Doté de procédures de choix automatique évitant des choix
délicats à l'opérateur peu averti.
66
Du point de vue pratique, le système de menus à
l'écran rend l'utilisation souple et agréable, car
l'opérateur ne s'encombre pas l'esprit outre mesure, il est d'une
utilisation simple et fiable.
Bien que la modélisation du sol lui-même soit un
problème important, beaucoup de projets géotechniques impliquent
également la modélisation des structures et de leur interaction
avec le sol.
PLAXIS est doté de fonctionnalités tout à
fait remarquables pour traiter tous les aspects des structures
géotechniques complexes.
L'interface d'utilisation de PLAXIS consiste en quatre
sous-programmes (Input, Calculation, Output et Curve).
Modèle de Mohr-Coulomb
Le comportement de Mohr-Coulomb présente un comportement
élastique parfaitement plastique sans écrouissage. Il a une
grande utilisation dans la géotechnique vu les résultats obtenus
dans les calculs. Dans le plan de Mohr, la droite intrinsèque est
représentée par :
ô = ón tanö + c ;
Où ón et r sont respectivement
les contraintes normales et de cisaillement, et c et q
respectivement la cohésion et l'angle de frottement du
matériau
Figure IV-1 : Courbe intrinsèque du
modèle de Mohr-Coulomb.
Le critère de Coulomb à trois dimensions suppose
que la contrainte intermédiaire n'intervient pas. La forme du
critère est celle d'une pyramide irrégulière construite
autour de la trisectrice (Error! Reference source not found.1)
sur l'hexagone irrégulier de Mohr-Coulomb.
67
Figure IV-2 : Pyramide de Mohr-Coulomb
tracée pour c=0.
Le modèle demande la détermination de cinq
paramètres. Les deux premiers sont E et í
(paramètres d'élasticité). Les trois autres
sont c et ? et ø, respectivement. Ce sont des paramètres
classiques de la géotechnique, certes souvent fournis par des essais de
laboratoires, mais nécessaires à des calculs de
déformation ou de stabilité.
Module d'Young
Le choix d'un module de déformation est un des
problèmes les plus difficiles en géotechnique. Le module de
déformation varie en fonction de la déformation et en fonction de
la contrainte moyenne. Dans le modèle de Mohr-Coulomb, le module est
constant. Il parait peu réaliste de considérer un module tangent
à l'origine (ce qui correspondait au Gmax mesuré dans des essais
dynamiques ou en très faibles déformations). Ce module
nécessite des essais spéciaux.
Coefficient de Poisson
On conseille une valeur de 0,2 à 0,4 pour le
coefficient de Poisson. Celle-ci est réaliste pour l'application du
poids propre (procédure K0 ou chargement gravitaires). Pour
certains problèmes, notamment en décharge, on peut utiliser des
valeurs plus faibles. Pour des sols incompressibles, le coefficient de Poisson
s'approche de 0,5 sans que cette valeur soit utilisable.
Angle de frottement
L'angle de frottement à introduire est soit l'angle de
frottement de pic soit l'angle de frottement de palier. On attire l'attention
sur le fait que des angles de frottement supérieurs à 35°
peuvent considérablement allonger les temps de calcul. Il peut
être avisé de commencer
68
des calculs avec des valeurs raisonnables d'angle de
frottement, quitte à les augmenter dans la suite.
Cohésion
Il peut être utile d'attribuer, même à des
matériaux purement frottant, une très faible cohésion (0,2
à 1 kPa) pour des questions numériques. Pour les analyses en non
drainé avec 4w = 0, PLAXIS offre l'option de faire
varier la cohésion non drainée avec la profondeur : ceci
correspond à la croissance linéaire de la cohésion en
fonction de la profondeur observée dans des profils au
scissomètre ou en résistance de pointe de
pénétromètre.
Angle de dilatance
Le dernier paramètre est l'angle de dilatance
noté ø ; c'est le paramètre le moins courant. Il peut
cependant être facilement évalué par la règle
(grossière) suivante :
ø = 4 - 30° pour 4 > 30°. ø = 0°
pour 4 < 30°.
Le cas où ø < 0° correspond à des
sables très lâches (état souvent dit métastable, ou
liquéfaction statique). La valeur ø = 0° correspond à
un matériau élastique parfaitement plastique, ou il n'y a donc
pas de dilatance lorsque le matériau atteint la plasticité. C'est
souvent le cas pour les argiles ou pour les sables de densité faibles ou
moyenne sous contraintes assez fortes.
Procédure de modélisation
Le modèle élasto-plastique de Mohr-coulomb a
été choisi comme critère de rupture du terrain encaissant
le tunnel.
La géologie du site est composée de trois couches
:
? Une couche de flysch de 1.7 m d'épaisseur ;
? Une couche de schiste très fracturé de 21.6 m
d'épaisseur ;
? Une couche d'argilite moyennement fracturé de 41.7m
d'épaisseur.
Pour faire la modélisation de soutènement
provisoire du tronçon du tunnel, on a calculé les
caractéristiques retenues utilisées pour cette
modélisation sont :
Caractéristiques mécaniques des
éléments de soutènement Les caractéristiques du
cintre métallique (HEB220)
Ecintre : module d'élasticité de la
métallique égale 210*103 MPa ;
69
Acintre: Section du profilé égale 65,3 cm2
Tcintre : moment d'inertie du profilé par rapport à
l'axe égal 3831 cm4 Les caractéristiques du béton
projeté
Epaisseur de béton projeté égal 25 cm
Ebéton : Module d'élasticité de béton
égal 10000 MPa
Abéton : Section d'un rectangle en béton
égal 0,25 m2
Tbéton : Moment d'inertie d'un rectangle en béton
égal 1,30.10-3 m4
Rigidité du cintre
métallique
> La compression : EA = Ecintre*Acintre
> La flexion : ET = Ecintre*Acintre
Rigidité du béton
projeté
> La compression : EA =Ebéton*Abéton
> La flexion : ET=Ebéton*Abéton
Calotte
> EA = Ecintre*Acintre + Ebéton*Abéton > ET=
Ecintre*Acintre+ Ebéton*Abéton
Radier
EA=Ebéton*Aradier
ET=Ebéton*Tradier
Les caractéristiques de soutènement provisoire,
sont présentées dans le tableau TV-1 :
Tableau IV-1 : Les paramètres du
soutènement provisoire au niveau du tunnel.
Tdentification
|
Modèle
|
EA(KN/m)
|
ET(KN.m2/m)
|
Cintres
|
Elastique
|
1,3713*106
|
8045,1
|
Béton projeté
|
Elastique
|
2,5*106
|
13020,833
|
Radier
|
Elastique
|
3*106
|
22500
|
Calotte
|
Elastique
|
3.8713*106
|
21.06*103
|
Modélisation du tunnel
Pour cette partie on fait la modélisation de
soutènement provisoire qui est constitué de cintre
métallique HEB 180 et béton projeté de 25 cm.
70
Caractéristiques des matériaux
Propriétés des couches de sols et des
interfaces
Les propriétés des couches de sols et des
interfaces sont résumées dans le tableau IV-2.
Tableau IV-3 : Propriétés des couches de
sols.
Paramètres
|
Nom
|
Flysch
|
Schiste très fracturé
|
Argilite moy. fracturée
|
Unité
|
Modèle type
|
Model
|
M-C
|
M-C
|
M-C
|
-
|
Type de comportement
|
Type
|
Drainé
|
Drainé
|
Drainé
|
-
|
Poids volumique sec
|
ãdry
|
25
|
24
|
27
|
kN/m3
|
Poids volumique humide
|
ãwet
|
25
|
24
|
27
|
kN/m3
|
Perméabilité horizontale
|
Kx
|
Imp
|
Imp
|
Imp
|
m/jour
|
Perméabilité verticale
|
Ky
|
Imp
|
Imp
|
Imp
|
m/jour
|
Module d'Young
|
E
|
50*103
|
150*103
|
400*103
|
kPa
|
Coefficient de Poisson
|
y
|
0,3
|
0,3
|
0,3
|
-
|
Cohésion
|
Cef
|
25,00
|
50,00
|
100,00
|
kPa
|
Angle de frottement
|
ö
|
25,00
|
020,00
|
30,00
|
°
|
Angle de dilatation
|
W
|
0
|
0
|
0
|
°
|
Éléments structuraux
Tableau IV-4 : Propriétés du
tunnel.
Paramètre
|
Nom
|
Soutènement provisoire
|
Unité
|
Type de comportement Rigidité normale Rigidité de
flexion Épaisseur équivalente Poids
Coefficient de Poisson
|
Matériel type
EA
EI
d
w
y
|
Élastique 2.107 9300 0,902 0
0,2
|
- kN/m kNm2/m m kN/m/m -
|
Génération du maillage
On règle la finesse du maillage (global
Coarseness) sur « very fine », puis, on le raffine
localement au niveau des éléments structuraux, comme
indiqué sur la figure IV-3.
71
Figure IV-3 : Maillage du projet.
Conditions initiales
Les conditions initiales nécessitent la
génération des pressions interstitielles initiales ainsi que des
contraintes initiales
Conditions hydrauliques
L'absence de la nappe phréatique au niveau des cinq
sondages.
72
Figure IV-4 : Conditions hydrauliques
initiales.
Figure IV-5 : Génération des
pressions interstitielles initiales.
Contraintes initiales
Pour le calcul des contraintes initiales, il faut
désactiver les éléments structuraux. On
génère alors les contraintes initiales en prenant les valeurs de
K0 par défaut. La valeur de K0 est proposée
automatiquement d'après la formule de Jaky.
73
Procédure de calculs
Le calcul du modèle de référence se fait
définie en 4 phases
? Phase 0 : initiation des contraintes (procédure K0) ;
on détermine les contraintes effectives initiales.
? Phase 1 : excavation la partie gauche de la calotte et
activation du soutènement provisoire.
? Phase 2 : excavation la partie droite de la calotte et
activation du soutènement provisoire.
? Phase 3 : excavation de la partie inférieure -stross
et activation du soutènement du radier.
Les principaux résultats
Déformation du tunnel
Le calcul des déformations se fait d'une manière
itérative pour chaque pas d'avancement pour qu'on puisse obtenir
à la fin la valeur du déplacement total du sol
Figure IV-6 : Schéma de déformation
du tunnel.
|
Calcul des déplacements Les
déplacements totaux
|
74
Figure IV-7 : Le déplacement total utot. Les
déplacements verticaux
Figure IV-8 : Le déplacement vertical
(uy).
Les déplacements horizontaux
75
Figure IV-9 : Le déplacement horizontal
(ux).
Le tableau IV.5 résume les valeurs des déplacements
obtenus pour la phase 3
Tableau IV-5: Résultats
des déplacements du soutènement provisoire
Déplacements
|
Désignation (unité)
|
Phase 03
|
Déplacement horizontale
|
Ux(m)
|
-19.00*10-3
|
Déplacement verticale
|
Uy(m)
|
53.76*10-3
|
Déplacement total
|
Utot (m)
|
53.80*10-3
|
Tunnel (soutènement provisoire)
Les déplacements totaux
Le déplacement maximum est de 54,04*10-3 m
et l'effort de cisaillement max est de 473,03 kN/m (figure IV-11 a et b).
Le moment fléchissant maximum est de 372,26 kNm/m (figure
IV-11c).
76
Figure IV-10 : Tunnel : résultats de la
phase 3.
IV.5 Conclusion
Dans ce dernier chapitre, nous avons présenté le
travail de simulation numérique que nous avons effectué. Nous
avons utilisé le logiciel plaxis afin de pouvoir modéliser le
soutènement provisoire. La modélisation développée
nous a permis de valoriser les différentes quantités et grandeurs
mécaniques. Une bonne concordance et cohérence des
résultats ont été obtenues. L'analyse
élasto-plastique nous a permis d'estimer les déplacements
maximaux des parois de tunnel et son soutènement.
77
Conclusion Générale
Le travail présenté dans ce mémoire a
été consacré à l'étude analytique et
à la modélisation numérique d'un tronçon du tunnel
de Texanna dans la wilaya de Jijel. Il s'inscrit dans le cadre de la
problématique de dimensionnement des tunnels par deux méthodes
différentes.
L'objectif initial de ce travail est d'étudier le
comportement des parois des tunnels ainsi que les soutènements
provisoires et ce par les méthodes : la méthode analytique dite
convergence confinement et également par la méthode de la
modélisation numérique.
Les résultats les plus importants de cette étude,
sont résumés comme suit :
> Le tracé du tunnel traverse une formation
géologique composée principalement d'une argilite très
fracturée à moyennement fracturée en profondeur. Cette
roche s'effrite devant les sollicitations des machines de creusement
(déconfinement) et menace l'ouvrage d'effondrement (zone de forte
plasticité), ce qui oblige le constructeur d'avancer tout en
procédant à la mise en place d'étaiement ( la
méthode NATM, soutènement provisoire...)
> Les portails du tunnel seront construits sur des versants
qui n'offrent pas de caractéristiques favorables à un
déroulement normal des travaux.
Plusieurs facteurs sont, en effet, défavorables : roche
très fracturée, pentes douces, éboulis de pente,
glissements, faible couverture, profonds thalwegs, etc.
> Le system de soutènement provisoire est constituer de
ceintre métallique de type > (HB180) associer à une couche de
béton projeté de 25cm
> Les essais in situ et de laboratoire ainsi que les
différentes classifications géo-mécaniques ont tous
confirmé la mauvaise qualité de la roche encaissante (argilite),
en termes de résistance et de déformation. Selon l'AFTES, cette
dernière se caractérise par :
- Une faible résistance à la compression
uniaxiale (catégorie R4) ;
- Une résistance nettement insuffisante par rapport
à l'état de contraintes naturelles (catégorie CN3) ;
> L'orientation générale de la direction des
discontinuités des structures géologiques existantes le long du
tunnel forme un angle estimé à 45 par rapport à l'axe du
tunnel ce qui constitue une difficulté à prendre en
considération.
>
78
? Les travaux d'excavation du tunnel dans ce type de roche
pourraient engendrer une perturbation importante des contraintes dans le champ
d'influence en amont du front de taille et également au pourtour de la
cavité (annulation de la contrainte latérale et relâchement
des contraintes).
Cette situation pourrait engendrer des déformations
importantes de convergence et d'extrusion. En fonction des conditions de
stabilité et de déformation existantes, des chutes de blocs, de
l'écaillage ainsi que des effondrements (fontis) sont susceptibles de se
produire, par endroits, au niveau des parois, du front de taille et de la
clé de voûte du tunnel. Aussi, le soulèvement de l'assise
du radier est parfois possible et n'est donc pas à écarter.
? D'un point de vue général, la
modélisation numérique par la méthode des
éléments finis utilisée a permis de simuler correctement
le comportement du terrain et de l'ouvrage.
? Néanmoins les premiers résultats obtenus par
la méthode numérique sont très encourageants et
démontrent la capacité des modèles numériques
à quantifier les grandeurs mécaniques, ce qui nous permettra
d'optimiser le cout de la réalisation d'une part ainsi que la
possibilité d'avoir un ouvrage dans les meilleures conditions du
dimensionnement, de sécurité...
79
Références
bibliographiques
[1] AFTES Association française des
tunnels et de l'espace souterrain. Groupe de travail No 7 (Soutènement
et revêtement).
[2] Hoek, E., 1994. Strength of Rock and Rock Masses, ISRM
News J, 2 (2), 4-16.
[3] Hoek, E., Haisen, F. and Bawden W.F.1995. Support of
Underground Excavations in Hard Rock. Rotterdam: Balkema.
[4] Hoek, E. and Marinos, P. 2000. Predicting Tunnel
Squeezing. Tunnels and Tunnelling International. Part 1 - November 2000, Part 2
- December, 2000.
[5] Marinos, P, and Hoek, E. 2000- Estimating the
Geotechnical Properties of Heterogeneous Rock Masses Such as Flysch. Bull.
Enging Geol. & the Environment (IAEG), 60, 85-92.
[6] Hoek, E. and Brown, E.T., 1988. The Hoek-Brown Failure
Criterion - a 1988 update. Proc. 15th Canadian Rock Mech. Symp. (ed. J.H.
Curran), pp. 31-38. Toronto: Civil Engineering Dept., University of Toronto.
[7] Hoek, E., Carranza-Torres, C. and Corkum, B. 2002. The
Hoek-Brown Criterion. 2002 edition. Proc. NARMS-TAC Conference, Toronto, 2002,
1, 267-273.
[8] Barton, N.R., Lien, R. and Lunde, J. 1974. Engineering
Classification of Rock Masses for the Design of Tunnel Support. Rock Mech.
6(4), 189-239.
[9] Bieniawski, Z.T. 1976. Rock Mass Classification in Rock
Engineering. In Exploration for
Rock Engineering,Proc. of the Symp., (ed. Z.T. Bieniawski)
1, 97-106. CapeTown: Balkema.
[10] Bieniawski, Z.T. 1989. Engineering Rock Mass
Classifications. New York, Wiley.
[11] Deere, D.U., Hendron, A.J., Patton, F.D. and Cording,
E.J. 1967. Design of Surface and Near Surface Construction in Rock. In Failure
and Breakage of Rock, Proc. 8th U.S.Symp.
Rock Mech., (ed. C. Fairhurst), 237-302. New York: Soc. Min.
Engrs, Am. Inst. Min. Metall. Petrolm Engrs.
[12] Deere, D.U. and Deere, D.W. 1988. The Rock Quality
Designation (RQD) Index in Practice. In Rock Classification Systems for
Engineering Purposes, (ed. L. Kirkaldie), ASTM Special Publication 984, 91-101.
Philadelphia: Am. Soc. Test. Mat.
[13] Deere, D.U. 1989. Rock Quality Designation (RQD) after
20 years. U.S. Army Corps Engrs Contract Report GL-89-1. Vicksburg, MS:
Waterways Experimental Station.
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