Fundamentos de Ingenieria Geotecnica ( Braja).pdf

FUNDAMENTOS DE
INGENIERÍA
GEOTÉCNICA
BRAJA M. DAS
cuarta edición

Fundamentos de
ingeniería geotécnica
Cuarta edición
BRAJA M. DAS
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Fundamentos de
ingeniería geotécnica
Cuarta edición
BRAJA M. DAS
Traducción:
Javier León Cárdenas
Profesor de Ciencias Básicas
Escuela Superior de Ingeniería Química e Industrias Extractivas
Instituto Politécnico Nacional
Revisión técnica:
Ing. Leticia García Maraver
Escuela Superior de Ingeniería y Arquitectura
Instituto Politécnico Nacional

© D.R. 2015 por Cengage Learning Editores, S.A. de
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en el Capítulo III, Artículo 27 de la Ley Federal
del Derecho de Autor, sin el consentimiento
por escrito de la Editorial.
Traducido del libro
Fundamentals of Geotechnical Engineering,
4th Edition
Braja M. Das
Publicado en inglés por Cengage Learning © 2013
ISBN: 978-1-111-57675-2
Datos para catalogación bibliográfica:
Das, Braja M.
Fundamentos de ingeniería geotécnica
Cuarta edición
ISBN: 978-607-519-373-1
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Fundamentos de ingeniería geotécnica
Cuarta edición
Braja M. Das.
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Composición tipográfica:
Ediciones OVA
Impreso en México
1 2 3 4 5 6 7 17 16 15 14

Para nuestra nieta, Elizabeth Madison

1 Ingeniería geotécnica: desde el principio 1
1.1 Introducción 1
1.2 La ingeniería geotécnica antes del siglo XVIII 1
1.3 Periodo Preclásico de la mecánica de suelos (1700-1776) 5
1.4 Mecánica de suelos Clásica-Fase I (1776-1856) 5
1.5 Mecánica de suelos Clásica-Fase II (1856-1910) 6
1.6 Mecánica de suelos moderna (1910-1927) 7
1.7 La ingeniería geotécnica después de 1927 7
1.8 Fin de una era 12
Referencias 14
2 Origen de los depósitos del suelo, tamaño de grano y forma 16
2.1 Introducción 16
2.2 Ciclo de las rocas y origen del suelo 16
2.3 Depósitos de suelo en general 22
2.4 Suelos residuales 22
2.5 Depósitos transportados por gravedad 23
2.6 Depósitos aluviales 23
2.7 Depósitos lacustres 25
2.8 Depósitos glaciares 25
2.9 Depósitos de suelo eólicos 26
2.10 Suelo orgánico 27
2.11 Tamaño de partícula de suelo 28
2.12 Minerales de arcilla 29
Contenido
vii

Contenido
viii
2.13 Gravedad específica (Ge) 33
2.14 Análisis mecánico de suelo 33
2.15 Tamaño efectivo, coeficiente de uniformidad y coeficiente de gradación 40
2.16 Forma de la partícula 45
2.17 Resumen 46
Problemas 46
Referencias 48
3 Relaciones peso-volumen y plasticidad 49
3.2 Relaciones peso-volumen 49
3.3 Relaciones entre peso unitario, relación de vacíos, contenido de humedad
y gravedad específica 52
3.4 Relaciones entre peso unitario, porosidad y contenido de humedad 55
3.5 Densidad relativa 62
3.6 Consistencia del suelo 64
3.7 Actividad 71
3.8 Índice de liquidez 73
3.9 Carta de plasticidad 73
3.10 Resumen 74
Problemas 74
Referencias 76
4 Clasiﬁcación de suelos 78
4.2 Sistema de clasificación AASHTO 78
4.3 Sistema unificado de clasificación de suelo 82
4.4 Resumen 89
Problemas 90
Referencias 90
5 Compactación de suelos 91
5.2 Principios generales de compactación 91
5.3 Prueba Proctor estándar 92
5.4 Factores que afectan la compactación 96

Contenido ix
5.5 Prueba Proctor modificada 98
5.6 Relaciones empíricas 102
5.7 Compactación en campo 105
5.8 Especificaciones para la compactación en campo 107
5.9 Determinación del peso unitario de campo después de la compactación 108
5.10 Efecto de la compactación en las propiedades cohesivas del suelo 111
5.11 Resumen 113
Problemas 114
Referencias 116
6 Conductividad hidráulica 117
6.2 Ecuación de Bernoulli 117
6.3 Ley de Darcy 120
6.4 Conductividad hidráulica 121
6.5 Determinación de la conductividad hidráulica en laboratorio 123
6.6 Relaciones empíricas para la conductividad hidráulica 128
6.7 Conductividad hidráulica equivalente en suelos estratificados 133
6.8 Pruebas de permeabilidad en campo por bombeo de pozos 135
6.9 Resumen 138
Problemas 138
Referencias 141
7 Filtración 142
7.2 Ecuación de continuidad de Laplace 142
7.3 Redes de flujo 144
7.4 Cálculo de la filtración a partir de una red de flujo 146
7.5 Redes de flujo en un suelo anisotrópico 150
7.6 Resumen 153
Problemas 153
8 Esfuerzos en una masa de suelo 155
Concepto de esfuerzo efectivo 155

Contenido
x
8.2 Esfuerzos en suelos saturados sin filtración 155
8.3 Esfuerzos en suelos saturados con filtración 159
8.4 Fuerza de filtración 164
8.5 Oscilaciones en suelos debidas al flujo en torno a pilotes 166
Aumento vertical del esfuerzo debido a distintos tipos de carga 168
8.6 Esfuerzo causado por una carga puntual 168
8.7 Esfuerzo vertical causado por una carga lineal 170
8.8 Esfuerzo vertical bajo un área circular uniformemente cargada 171
8.9 Esfuerzo vertical causado por un área rectangular cargada 173
8.10 Resumen 178
Problemas 178
Referencias 182
9 Consolidación 183
9.2 Principios de consolidación 183
9.3 Prueba de consolidación de laboratorio unidimensional 187
9.4 Índice de vacíos-puntos de presión 189
9.5 Arcillas normalmente consolidadas y sobreconsolidadas 191
9.6 Efecto de las perturbaciones en la relación índice de vacíos-presión 193
9.7 Cálculo de asentamiento a partir de una consolidación primaria en una dimensión 194
9.8 Índice de compresión (Cc) e índice de abultamiento (Cs) 196
9.9 Asentamiento a partir de la consolidación secundaria 201
9.10 Tasa de consolidación 204
9.11 Coeficiente de consolidación 209
9.12 Cálculo de la consolidación primaria de un asentamiento bajo una cimentación 215
9.13 Modificación Skempton-Bjerrum para asentamientos de consolidación 218
9.14 Resumen 222
Problemas 223
Referencias 226
10 Resistencia cortante del suelo 228
10.2 Criterio de falla de Mohr-Coulomb 228
10.3 Inclinación del plano de falla causado por cortante 231
Determinación en laboratorio de los parámetros de resistencia cortante 232
10.4 Prueba de corte directo 233

Contenido xi
10.5 Prueba triaxial de corte 239
10.6 Prueba consolidada-drenada 241
10.7 Prueba consolidada-no drenada 249
10.8 Prueba no consolidada-no drenada 254
10.9 Prueba de compresión no confinada en arcilla saturada 256
10.10 Sensitividad y tixotropía de las arcillas 259
10.11 Anisotropía en el esfuerzo cortante no drenado 260
10.12 Resumen 262
Problemas 262
Referencias 265
11 Mejoramiento del suelo 266
Estabilización química 267
11.2 Estabilización con cal 267
11.3 Estabilización con cemento 269
11.4 Estabilización con ceniza volante 270
Estabilización mecánica 270
11.5 Vibroflotación 270
11.6 Compactación dinámica 274
11.7 Blasting 274
11.8 Pre-compresión 274
11.9 Drenes de arena 279
11.10 Resumen 285
Problemas 285
Referencias 286
12 Exploración del subsuelo 287
12.2 Programa de exploración del subsuelo 288
12.3 Perforaciones exploratorias en campo 290
12.4 Procedimientos para muestrear el suelo 293
12.5 Muestreo con tubo muestreador de media caña 293
12.6 Muestreo con tubo de pared delgada 299
12.7 Observación de los niveles de agua 300
12.8 Prueba de corte con veleta 300
12.9 Prueba de penetración de cono 306

Contenido
xii
12.10 Prueba del presurímetro (PMT) 312
12.11 Prueba del dilatómetro 314
12.12 Extracción de núcleos de roca 316
12.13 Preparación de los registros de perforación 318
12.14 Exploración geofísica 318
12.15 Informe de la exploración del suelo 326
12.16 Resumen 327
Problemas 328
Referencias 331
13 Estabilidad de taludes 334
13.2 Factor de seguridad 335
13.3 Estabilidad de taludes infinitos 336
13.4 Taludes finitos 340
13.5 Análisis de un talud finito con una superficie cilíndrica de falla general 344
13.6 Procedimiento de masa del análisis de estabilidad (superficie circular de
falla cilíndrica) 345
13.7 Método de las dovelas o rebanadas 362
13.8 Método de dovelas simplificado de Bishop 365
13.9 Análisis de taludes simples con filtración estacionaria 369
13.10 Procedimiento de masa de estabilidad de taludes arcillosos con fuerzas
sísmicas (suelo c¿-f¿) 373
13.11 Resumen 373
Problemas 375
Referencias 378
14 Presión lateral de tierra 379
14.2 Presión de tierra en reposo 379
14.3 Teoría de Rankine de las presiones activa y pasiva de la tierra 383
14.4 Diagramas para la distribución de la presión lateral de tierra en función
de los muros de contención 390
14.5 Presión activa Rankine con relleno granular inclinado 403
14.6 Teoría de Coulomb de la presión de tierra sobre muros de contención con fricción 405
14.7 Presión pasiva suponiendo una superficie curva de falla en suelos 412
14.8 Resumen 414

Contenido xiii
Problemas 415
Referencias 417
15 Muros de contención y cortes apuntalados 418
Muros de contención 418
15.2 Muros de contención en general 418
15.3 Dosificación de los muros de contención 420
15.4 Aplicación de las teorías de presión lateral de tierra al diseño 421
15.5 Comprobación de vuelco 423
15.6 Comprobación de deslizamiento a lo largo de la base 426
15.7 Comprobación de la falla de capacidad de carga 428
Muros de contención de tierra mecánicamente estabilizados 436
15.8 Tierra mecánicamente estabilizada 436
15.9 Consideraciones generales de diseño 437
15.10 Muros de contención reforzados con varilla 437
15.11 Procedimiento de diseño paso a paso utilizando tiras metálicas de refuerzo 440
15.12 Muros de contención con refuerzo geotextil 445
15.13 Muros de contención reforzados con geomalla 451
Cortes apuntalados 455
15.14 Cortes apuntalados en general 455
15.15 Presión lateral de tierra sobre cortes apuntalados 460
15.16 Parámetros del suelo para cortes en suelos estratificados 462
15.17 Diseño de varios componentes de un corte apuntalado 469
15.18 Levantamiento del fondo de un corte en arcilla 469
15.19 Flexibilidad lateral de los pilotes y asentamiento del terreno 471
15.20 Resumen 473
Problemas 473
Referencias 477
16 Cimentaciones poco profundas: capacidad de carga 478
16.2 Capacidad última de carga de cimentaciones poco profundas: conceptos generales 479
16.3 Teoría de Terzaghi de la capacidad última de carga 481
16.4 Modificación de la ecuación de capacidad de carga de Terzaghi 482
16.5 Modificación de las ecuaciones de capacidad de carga para el nivel freático 486

Contenido
xiv
16.6 El factor de seguridad 487
16.7 Cimentaciones cargadas excéntricamente 490
16.8 Método del factor de reducción de la excentricidad de carga sobre
cimentaciones continuas en un suelo granular 493
16.9 Cimentaciones con excentricidad bidireccional 495
16.10 Losas de cimentación: tipos comunes 503
16.11 Capacidad de carga de una malla de cimentación 504
16.12 Cimentaciones compensadas 506
16.13 Resumen 508
Problemas 509
Referencias 510
17 Asentamiento de cimentaciones poco profundas 512
17.2 Asentamiento elástico de cimentaciones en suelo de arcilla saturada (ms 0.5) 512
17.3 Asentamiento elástico basado en la teoría de la elasticidad 515
17.4 Rango de parámetros de los materiales para el cálculo del asentamiento elástico 522
17.5 Asentamiento de suelo arenoso: uso del factor de influencia de la deformación
unitaria 523
17.6 Carga admisible para zapatas continuas en arena considerando el asentamiento 528
17.7 Presión de carga admisible de una losa de cimentación en arena 529
17.8 Resumen 530
Problemas 530
Referencias 532
18 Pilotes de cimentación 533
18.2 Necesidad de los pilotes de cimentación 533
18.3 Tipos de pilotes y sus características estructurales 535
18.4 Estimación de la longitud de un pilote 542
18.5 Instalación de pilotes 544
18.6 Mecanismo de transferencia de carga 546
18.7 Ecuaciones para la estimación de la capacidad del pilote 547
18.8 Método de Meyerhof para el cálculo de qp 549
18.9 Resistencia a la fricción, Qs 551
18.10 Capacidad admisible del pilote 556
18.11 Capacidad de carga de la punta de un pilote apoyado sobre roca 557
18.12 Asentamiento elástico de pilotes 566

Contenido xv
18.13 Pruebas de carga de pilote 569
18.14 Fórmulas para la colocación de pilotes 572
18.15 Fricción superficial negativa 576
18.16 Pilotes agrupados: eficiencia 578
18.17 Asentamiento elástico de un grupo de pilotes 582
18.18 Asentamiento de consolidación de un grupo de pilotes 583
18.19 Resumen 586
Problemas 587
Referencias 591
19 Pozos perforados 592
19.2 Tipos de pozos perforados 593
19.3 Procedimientos de construcción 593
19.4 Estimación de la capacidad de soporte de carga 596
19.5 Pozos perforados en arena: carga última neta 599
19.6 Pozos perforados en arcilla: carga última neta 603
19.7 Asentamiento de pozos perforados 607
19.8 Capacidad de soporte de carga basada en el asentamiento 607
19.9 Resumen 615
Problemas 615
Referencias 617
Apéndice: Geosintéticos 619
Respuestas a problemas seleccionados 624
Índice 630

Fundamentos de ingeniería de cimentaciones y Fundamentos de ingeniería geotécnica se pu-
blicaron originalmente en 1984 y 1985, respectivamente. Estos textos fueron bien recibidos por
los instructores, estudiantes y profesionales por igual. Dependiendo de las necesidades de los
usuarios, los textos fueron revisados y se encuentran actualmente en su séptima edición. Estos
textos han sido traducidos a varios idiomas.
Hacia finales de 1998 hubo varias peticiones para preparar un solo volumen que fuera de
la naturaleza concisa pero que combinara los componentes esenciales de los Fundamentos de
ingeniería en cimentaciones y los Fundamentos de ingeniería geotécnica. En respuesta a esas
peticiones, la primera edición de Fundamentos de ingeniería geotécnica se publicó en 2000,
seguida por la segunda y tercera ediciones de 2005 y 2008, respectivamente. Estas ediciones
incluyen los conceptos fundamentales de la mecánica de suelos, así como técnicas de cimenta-
ción, incluida la capacidad de carga y asentamiento de cimentaciones superficiales (zapatas y
mallas extendidas), muros de contención, cortes apuntalados, pilotes y pozos perforados.
Esta cuarta edición se ha revisado y elaborado con base en los comentarios recibidos de
varios revisores y usuarios sin necesidad de cambiar la filosofía en la que el texto se redactó ori-
ginalmente. Al igual que en las ediciones anteriores, las unidades SI se utilizan en todo el texto.
Esta edición consiste de 19 capítulos y un apéndice. Entre los principales cambios respecto a la
tercera edición se incluyen los siguientes:
• En el capítulo 2 sobre “Origen de los depósitos del suelo, tamaño de grano y forma”, se ha
añadido el proceso de la formación de diversos tipos de rocas (es decir, el ciclo de las rocas).
• “Relaciones peso-volumen y plasticidad” es ahora el capítulo 3. “Clasificación de suelos”
se presenta por separado en el capítulo 4.
• En el Capítulo 5 sobre “Compactación de suelos” se han añadido varias relaciones
empíricas desarrolladas recientemente para estimar el peso específico seco máximo y el
contenido óptimo de humedad.
• “Conductividad hidráulica” y “Filtración” se presentan ahora en dos capítulos separados
(capítulos 6 y 7). La construcción neta de flujo anisotrópico en suelos es un tema añadido
en el capítulo 7 sobre “Filtración”.
• El capítulo 11 sobre “Mejoramiento del suelo” es un capítulo nuevo y brevemente trata
temas relacionados con estabilizaciones químicas y mecánicas. Los temas cubiertos
por la estabilización mecánica como vibroflotación, compactación dinámica, voladura,
Prefacio
xvii

Prefacio
xviii
precompresión y drenes de arena han sido recopilados de capítulos sobre la compactación
y consolidación que aparecieron en las ediciones anteriores.
• “Exploración del subsuelo” (capítulo 12) se ha colocado antes del capítulo sobre
“Estabilidad de taludes” (capítulo 13). Se ha añadido una sección sobre exploración
geofísica al capítulo 12.
• El capítulo 15 sobre “Muros de contención y cortes apuntalados” se presenta ahora antes
del capítulo sobre “Cimentaciones poco profundas: capacidad de carga” (capítulo 16).
• El capítulo de cimentaciones poco profundas presentadas en el capítulo 12 de la tercera
edición ya ha sido tratado en sendos capítulos: “Capacidad de carga”, en el capítulo 16, y
“Asentamiento” en el capítulo 17. El capítulo 17 sobre “Asentamiento de cimentaciones
poco profundas” se ha dedicado a la estimación del asentamiento elástico sólo a partir del
asentamiento de consolidación discutido en el capítulo 9.
• “Pilotes de cimentación” y “Pozos perforados” se presentan ahora en dos capítulos
separados (capítulos 18 y 19).
• Se ha añadido un nuevo apéndice sobre “Geosintéticos”, introduciendo en primer lugar
a los lectores al geotextil y la geomalla en su relación con la construcción de muros de
contención de tierra estabilizada mecánicamente (MSE).
• La mayoría de los problemas de ejemplo y problemas de tarea son nuevos.
• Se ha añadido una serie de nuevas fotografías.
En el aula es importante hacer hincapié en la diferencia entre la mecánica de suelos y
las cimentaciones. La mecánica de suelos es la rama de la ingeniería que implica el estudio de las
propiedades de los suelos y su comportamiento bajo esfuerzos y las deformaciones en condi-
ciones idealizadas. La cimentación aplica los principios de la mecánica de suelos y la geología
en la planeación, el diseño y construcción de cimentaciones de edificios, carreteras, presas, etc.
A partir de las condiciones idealizadas de la mecánica de suelos se hacen necesarias aproxima-
ciones y deducciones para el diseño adecuado de cimientos, ya que, en la mayoría de los casos,
los depósitos naturales del suelo no son homogéneos. Sin embargo, para que una estructura
funcione correctamente, estas aproximaciones pueden ser realizadas sólo por un ingeniero que
tenga una buena formación en mecánica de suelos. Este libro proporciona ese respaldo.
Fundamentos de ingeniería geotécnica está abundantemente ilustrado para ayudar a los
estudiantes a entender el material. En cada capítulo se incluyen varios ejemplos. Al final de
cada uno de los capítulos se proporcionan problemas para la asignación de tarea y todos ellos
están en unidades del SI.
Materiales y recursos para el instructor (en inglés)
Un Manual de soluciones del instructor y diapositivas de PowerPoint detalladas de figuras y
tablas, así como ecuaciones y ejemplos del libro, están disponibles para los instructores a través
de un sitio web protegido por contraseña.
Materiales y recursos para el estudiante (en inglés)
Preguntas de autoevaluación de opción múltiple con respuestas para cada capítulo están dispo-
nibles para los estudiantes en el sitio web del libro. Los estudiantes también pueden beneficiarse
de estas preguntas como una herramienta práctica en la preparación para exámenes de licencias
profesionales de ingeniería.
Para acceder a los materiales adicionales del curso, visite por favor www.cengagebrain.
com. En la página de inicio de cengagebrain.com busque el ISBN del título en inglés, utilizando
el cuadro de búsqueda en la parte superior de la página. Esto le llevará a la página del producto en

Prefacio xix
donde se pueden encontrar estos recursos. Si necesita una contraseña, vaya a www.cengage.com/
engineering y siga las indicaciones para los Recursos del instructor.
Deseo reconocer a las siguientes personas por sus útiles revisiones y comentarios sobre
el manuscrito:
Fred Boadu, Duke University
Antonio Carraro, Colorado State University
Ashraf S. Elsayed, Arkansas State University
David Elton, Auburn University
Syed Waqar Haider, Michigan State University
Andrew Heydinger, University of Toledo
Jonathan Istok, Oregon State University
Sanjay K. Shukla, Edith Cowan University, Australia
Mi esposa, Janice, ha sido una fuente constante de inspiración y ayuda en la realización
del proyecto. También me gustaría agradecer a Christopher Shortt, Editor; Randall Adams,
Editor Senior de Adquisiciones; Hilda Gowans, Editor Senior de Desarrollo; Lauren Betsos,
Gerente de Marketing, todos de Cengage Learning, y a Rose Keman, de Servicios Editoriales
RPK, por su interés y paciencia durante la revisión y elaboración del manuscrito.
Braja M. Das
Henderson, Nevada

1.1 Introducción
Para propósitos de ingeniería, el suelo se define como el agregado no cementado de granos mi-
nerales y materia orgánica descompuesta (partículas sólidas) con líquido y gas en los espacios
vacíos entre las partículas sólidas. El suelo se utiliza como material de construcción en diver-
sos proyectos de ingeniería civil y con cimientos estructurales. Por lo tanto, los ingenieros ci-
viles deben estudiar las propiedades del suelo, tales como el origen, la distribución de tamaño
de grano, la capacidad de drenar el agua, compresión, resistencia al corte y la capacidad de
soporte de carga. La mecánica de suelos es la aplicación de la ciencia física que se ocupa
del estudio de las propiedades físicas del suelo y el comportamiento de las masas de suelos
sometidos a diferentes tipos de fuerzas. La ingeniería de suelos es la aplicación de los princi-
pios de la mecánica de suelos a problemas prácticos. La ingeniería geotécnica es la rama de
la ingeniería civil que enfoca su estudio en las propiedades mecánicas e hidráulicas de suelos
y rocas, tanto en superficie como en el subsuelo, incluyendo la aplicación de los principios de
la mecánica de suelos y mecánica de rocas en el diseño de los cimientos, estructuras de con-
tención y las estructuras de tierra.
1.2 La ingeniería geotécnica antes del siglo XVIII
El registro de la primera persona que utilizó el suelo como material de construcción se pierde
en la antigüedad. En términos de ingeniería civil, la comprensión de la ingeniería geotécnica,
como se conoce hoy en día, comenzó a principios del siglo XVIII (Skempton, 1985). Durante
años, el arte de la ingeniería geotécnica se basó sólo en las experiencias del pasado a través de
una sucesión de experimentos sin ningún carácter científico real. En base a estos experimentos,
muchas estructuras fueron construidas, algunas de las cuales se han derrumbado, mientras otras
se mantienen en pie.
La historia escrita nos dice que las civilizaciones antiguas florecieron a lo largo de las
orillas de los ríos, como el Nilo (Egipto), el Tigris y el Éufrates (Mesopotamia), el Huang Ho
(río Amarillo, China) y el Indo (India). Hay diques que datan de alrededor del año 2000 a.C.
y fueron construidos en la cuenca del Indo para proteger la ciudad de Mohenjo Dara (que se
convirtió en Pakistán después de 1947). Durante la dinastía Chan en China (1120 a.C. a 249
a.C.), muchos diques fueron construidos para el riego. No hay evidencia de que se hayan toma-
do medidas para estabilizar los cimientos o comprobar la erosión causada por las inundaciones
C A P Í T U L O 1
Ingeniería
geotécnica: desde el principio
1

Capítulo 1: Ingeniería geotécnica: desde el principio
2
(Kerisel, 1985). La antigua civilización griega utilizó zapatas aisladas y cimientos de madera
para la construcción de estructuras. Alrededor del año 2700 a.C. se construyeron varias pirámi-
des en Egipto, la mayoría de las cuales fueron construidas como tumbas para los faraones del
país y sus consortes durante los periodos del Imperio Antiguo y Medio. La tabla 1.1 enumera
algunas de las principales pirámides identificadas por el faraón que ordenó su construcción. A
partir de 2008 se han descubierto un total de 138 pirámides en Egipto. La figura 1.1 muestra una
vista de las pirámides de Giza. La construcción de las pirámides plantea desafíos formidables
sobre cimentaciones, estabilidad de taludes y la construcción de cámaras subterráneas. Con la
llegada del budismo a China durante la dinastía Han del Este en el 68 d.C. se construyeron miles
de pagodas. Muchas de estas estructuras fueron construidas con limo y blandas capas de arcilla.
En algunos casos la presión de base excede la capacidad de soporte de carga del suelo y con ello
causó grandes daños estructurales.
Uno de los ejemplos más famosos de los problemas relacionados con la capacidad de
soporte del suelo en la construcción de estructuras anteriores al siglo XVIII es la Torre de Pisa
Las pirámides más grandes de Egipto
Reinado del faraón
Localización
Pirámide/Faraón
Tabla 1.1
2
1
6
2
–
0
3
6
2
a
r
a
q
q
a
S
r
e
s
o
j
D a.C.
9
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5
2
–
2
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M a.C.
Figura 1.1 Vista de las pirámides de Giza (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

en Italia (figura 1.2). La construcción de la torre comenzó en 1173 d.C., cuando la República
de Pisa era próspera, y continuó en varias etapas durante más de 200 años. La estructura pesa
alrededor de 15700 toneladas métricas y está soportada por una base circular que tiene un
diámetro de 20 m. La torre se ha inclinado en el pasado hacia el este, norte, oeste y, por último,
hacia el sur. Investigaciones recientes mostraron que existe una capa de arcilla débil a una pro-
fundidad de aproximadamente 11 m, la compresión ha provocado que la torre se incline. Se ha
desviado más de 5 m de la alineación con la altura de 54 m. La torre fue cerrada en 1990 porque
se temía que iba a caer o colapsar. Recientemente se ha estabilizado mediante la excavación
del suelo de la parte norte de la torre. Se retiraron alrededor de 70 toneladas métricas de tierra
en 41 extracciones por separado que extendieron el ancho de la torre. A medida que el suelo se
asentó gradualmente para llenar el espacio resultante, la inclinación de la torre disminuyó. La
torre ahora está inclinada 5 grados. El cambio en medio grado no es perceptible, pero hace a la
estructura considerablemente más estable. La figura 1.3 es un ejemplo de un problema similar.
Las torres mostradas en la figura 1.3 se encuentran en Bolonia, Italia, y fueron construidas en el
Figura 1.2 Torre inclinada de Pisa, Italia (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

4
siglo XII. La torre de la izquierda es la Torre Garisenda. Tiene 48 m de altura y pesa alrededor
de 4210 toneladas métricas. Se ha inclinado aproximadamente 4 grados. La torre de la derecha
es la torre Asinelli, que es de 97 m de altura y pesa 7300 toneladas. Se ha inclinado aproxima-
damente 1.3 grados.
Después de encontrarse con varios problemas relacionados con la cimentación durante
la construcción en los siglos pasados, los ingenieros y científicos comenzaron a estudiar las
propiedades y el comportamiento de los suelos de una manera más metódica comenzando en la
primera parte del siglo XVIII. Basado en el énfasis y la naturaleza del estudio en el área de la in-
geniería geotécnica, el lapso de tiempo que se extiende desde 1700 hasta 1927 se puede dividir
en cuatro periodos principales (Skempton, 1985):
1. Periodo Preclásico (1700 a 1776)
2. Mecánica de suelos: periodo Clásico-Fase I (1776 a 1856)
Figura 1.3 Inclinación de la Torre de Garisenda (izquierda) y la TorreAsinelli, en Bolonia,
Italia (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

1.4 Mecánica de suelos Clásica-Fase I (1776-1856) 5
3. Mecánica de suelos: periodo Clásico-Fase II (1856 a 1910)
4. Mecánica de suelos moderna (1910 a 1927)
A continuación se analizan descripciones breves de algunos desarrollos importantes du-
rante cada uno de estos periodos.
1.3 Periodo Preclásico de la mecánica
de suelos (1700-1776)
Este periodo se concentró en los estudios relativos a la pendiente natural y pesos unitarios de
diversos tipos de suelos, así como las teorías de empuje semiempíricas. En 1717, un ingeniero
real francés, Henri Gautier (1660-1737), estudió la pendiente natural de los suelos cuando se
inclinó sobre una pila para formular los procedimientos de diseño de muros de contención. La
pendiente natural es lo que hoy conocemos como el ángulo de reposo. Según este estudio,
la pendiente natural de la arena seca limpia y la tierra común fueron de 31° y 45°, respectiva-
mente. Además, los pesos unitarios de la arena seca limpia y la tierra común fueron recomen-
dados para ser 18.1 kN/m3 y 13.4 kN/m3, respectivamente. No se informó de los resultados de
pruebas en arcilla. En 1729, Bernard Forest de Belidor (1694-1761) publicó un libro de texto
para los ingenieros militares y civiles en Francia. En el libro propuso una teoría para la presión
lateral de la tierra sobre los muros de contención que fue un seguimiento al estudio original de
Gautier (1717). También especifica un sistema de clasificación de suelos de la manera mostrada
en la siguiente tabla.
Peso unitario
m
/
N
k
Clasificación 3
—
Roca
a
7
.
6
1
Arena firme o dura
4
.
8
1
13.4
Arena compresible
Tierra común (como la que se encuentra en lugares secos)
0
.
6
1
Tierra suave (limo primario)
9
.
8
1
Arcilla
—
Turba
Los primeros resultados de las pruebas de un modelo de laboratorio sobre un muro de
contención de 76 mm de altura construido con relleno de arena fueron reportados en 1746 por
un ingeniero francés, Francois Gadroy (1705-1759), quien observó la existencia de planos de
deslizamiento en el suelo como una falla. El estudio de Gadroy fue resumido más tarde por
J. J. Mayniel en 1808. Otra contribución notable durante este periodo fue la del ingeniero fran-
cés Jean Rodolphe Perronet (1708-1794), quien estudió la estabilidad de taludes alrededor del
año 1769 y distinguió entre la tierra intacta y saturada.
1.4 Mecánica de suelos Clásica-Fase I (1776-1856)
Durante este periodo, la mayor parte de los desarrollos en el área de la ingeniería geotécnica
vino de ingenieros y científicos en Francia. En el periodo Preclásico prácticamente todas las
consideraciones teóricas utilizadas en el cálculo de la presión lateral de la tierra sobre los muros
de contención se basaban en una superficie de falla apoyada arbitrariamente en el suelo. En su

6
famoso trabajo presentado en 1776, el científico francés Charles Augustin de Coulomb (1736-
1806) utilizó los principios de cálculo de máximos y mínimos para determinar la verdadera
posición de la superficie de deslizamiento en el suelo detrás de un muro de contención. En este
análisis Coulomb utiliza las leyes de la fricción y la cohesión de los cuerpos sólidos. En 1790, el
distinguido ingeniero civil francés Gaspard Marie Claire Riche de Brony (1755-1839) incluye
la teoría de Coulomb en su libro de texto más importante, Nouvelle Arquitectura Hydraulique
(vol. 1). En 1820, los casos especiales de trabajo de Coulomb fueron estudiados por el ingeniero
francés Jacques Frederic Francais (1775-1833) y por el profesor de mecánica aplicada francés
Claude Louis Marie Henri Navier (1785-1836); estos casos especiales relacionados con relle-
nos y rellenos de apoyo con recargo inclinados. En 1840, Jean Victor Poncelet (1788-1867), un
ingeniero del ejército y profesor de mecánica, extendió la teoría de Coulomb, proporcionando
un método gráfico para determinar la magnitud de la presión lateral de la tierra en las paredes
de retención verticales e inclinadas con superficies poligonales de tierra arbitrariamente rotas.
Poncelet fue también el primero en utilizar el símbolo f para el ángulo de fricción del suelo. Él
también proporcionó la primera teoría sobre cojinetes de capacidad extrema en cimentaciones
superficiales. En 1846, el ingeniero Alexandre Collin (1808-1890) proporcionó los detalles de
deslizamientos profundos en las laderas de arcilla, cortes y terraplenes. Collin teorizaba que,
en todos los casos, la falla se lleva a cabo cuando la cohesión movilizada excede la cohesión
existente del suelo. También observó que las superficies reales de fallo pueden ser aproximadas
como arcos de cicloides.
El final de la primera fase del periodo Clásico de la mecánica de suelos está generalmen-
te marcada por el año (1857) de la primera publicación de William John Macquorn Rankine
(1820-1872), profesor de ingeniería civil en la Universidad de Glasgow. Este estudio proporcio-
na una teoría notable sobre el empuje y el equilibrio de las masas de tierra. La teoría de Rankine
es una simplificación de la teoría de Coulomb.
1.5 Mecánica de suelos Clásica-Fase II (1856-1910)
Varios resultados experimentales de las pruebas de laboratorio en la arena aparecieron en la
literatura en esta fase. Una de las publicaciones iniciales y más importante es la del ingeniero
francés Henri Philibert Gaspard Darcy (1803-1858). En 1856 publicó un estudio sobre la per-
meabilidad de los filtros de arena. En base a dichas pruebas Darcy define el término de coefi-
ciente de permeabilidad (o conductividad hidráulica) del suelo, un parámetro muy útil en la
ingeniería geotécnica hasta hoy día.
Sir George Howard Darwin (1845-1912), profesor de astronomía, llevó a cabo pruebas
de laboratorio para determinar el momento de vuelco en una pared de arena con bisagras de
retención en los estados suelto y denso de la compactación. Otra contribución notable, que fue
publicada en 1885 por Joseph Valentin Boussinesq (1842-1929), fue el desarrollo de la teoría
de la distribución de tensiones bajo las áreas de rodamientos cargados en un medio homogéneo,
semiinfinito, elástico e isótropo. En 1887, Osborne Reynolds (1842-1912) demostró el fenóme-
no de dilatancia en la arena. Otros estudios notables durante este periodo son aquellos hechos
por John Clibborn (1847-1938) y John Stuart Beresford (1845-1925) en relación con el flujo de
agua a través del lecho de arena y la presión de elevación. El estudio de Clibborn se publicó en
el Tratado de ingeniería civil, vol. 2: Trabajo de riego en la India, Roorkee, 1901, y también
en el Documento Técnico núm. 97 del Gobierno de la India, 1902. El estudio de Beresford de
1898 sobre la elevación de la presión en el Narora Weir en el río Ganges se ha documentado en
el Documento Técnico núm. 97 del Gobierno de la India, 1902.

1.6 Mecánica de suelos moderna (1910-1927)
En este periodo, los resultados de la investigación llevada a cabo en arcillas se publicaron y se
establecieron las propiedades y los parámetros fundamentales de la arcilla. Las publicaciones
más relevantes se describen a continuación.
Alrededor de 1908, Albert Mauritz Atterberg (1846-1916), un químico y científico sueco
del suelo, define las fracciones de arcilla de tamaño natural como el porcentaje en peso de par-
tículas menores de 2 micras de tamaño. Se dio cuenta de la importancia del papel de las partícu-
las de arcilla en un suelo y la plasticidad de los mismos. En 1911 explicó la consistencia de los
suelos cohesivos mediante la definición de líquido, plástico y los límites de contracción. También
definió el índice de plasticidad como la diferencia entre el límite líquido y límite plástico (ver
Atterberg, 1911).
En octubre de 1909 la presa de tierra de 17 m de altura en Charmes, Francia, falló. Había
sido construida entre 1902 y 1906. Un ingeniero francés, Jean Fontard (1884-1962), llevó a
cabo investigaciones para determinar la causa del fallo. En ese contexto se realizaron pruebas
de doble corte en muestras de arcilla sin ser drenadas (0.77 m2 de superficie y 200 mm de
espesor) bajo tensión vertical constante para determinar sus parámetros de resistencia al corte
(ver Frontard, 1914). Los tiempos para la falla de estos especímenes fueron de entre 10 y 20
minutos.
Arthur Langley Bell (1874-1956), un ingeniero civil inglés, trabajó en el diseño y la
construcción del dique exterior en el Rosyth Dockyard. Basándose en su trabajo desarrolló re-
laciones de presión lateral y resistencia en la arcilla, así como de capacidad de carga en cimen-
taciones superficiales en arcilla (ver Bell, 1915). También utilizó las pruebas de caja de cizalla
para medir la resistencia al corte sin drenaje de las muestras de arcilla inalteradas.
Wolmar Fellenius (1876-1957), un ingeniero sueco, desarrolló el análisis de la estabilidad de
las pistas de arcilla saturadas (es decir, condición f = 0) con el supuesto de que la superficie
de deslizamiento crítico es el arco de una circunferencia. Éstos fueron elaborados sobre sus
artículos publicados en 1918 y 1926. El artículo publicado en 1926 dio soluciones numéricas
correctas para los números de estabilidad de las superficies de deslizamiento circulares que
pasan por el pie del talud.
Karl Terzaghi (1883-1963), de Austria (figura 1.4), desarrolló la teoría de la consolida-
ción de las arcillas como la conocemos hoy en día. La teoría fue desarrollada cuando Terzaghi
fue profesor en elAmerican Robert College de Estambul, Turquía. Su estudio abarcó un periodo
de cinco años (1919-1924) y se utilizaron cinco diferentes suelos arcillosos. El límite líquido de
los suelos osciló entre 36 y 67, y el índice de plasticidad estaba en el rango de 18 a 38. La teoría
de la consolidación se publicó en el célebre libro Erdbaumechanik Terzaghi en 1925.
1.7 La ingeniería geotécnica después de 1927
La publicación de Erdbaumechanik auf Bodenphysikalisher Grundlage por Karl Terzaghi en
1925 dio luz a una nueva era en el desarrollo de la mecánica de suelos. Karl Terzaghi es conocido
como el padre de la mecánica de suelos moderna. Terzaghi (figura 1.4) nació el 2 de octubre de
1883 en Praga, que era entonces la capital de la provincia austriaca de Bohemia. En 1904 se gra-
duó en la Technische Hochschule de Graz, Austria, con una licenciatura en ingeniería mecánica.
Después de su graduación trabajó un año en el ejército austriaco. Al concluir su servicio militar
Terzaghi estudió un año más, concentrándose en temas geológicos. En enero de 1912 recibió

8
el grado de Doctor en Ciencias Técnicas de su alma mater en Graz. En 1916 aceptó un puesto
de profesor en la Escuela Imperial de Ingenieros en Estambul. Después de concluir la Primera
Guerra Mundial impartió cátedra en el American Robert College de Estambul (1918-1925). Allí
comenzó su trabajo de investigación sobre el comportamiento de los suelos y la compactación
de las arcillas y la falla debidos a los ductos en la arena bajo las presas. La publicación Erdbau-
mechanik es principalmente el resultado de esta investigación.
En 1925, Terzaghi aceptó una cátedra visitante en el Massachusetts Institute of Techno-
logy, donde trabajó hasta 1929. Durante ese tiempo fue reconocido como el líder de la nueva
rama de la ingeniería civil denominada mecánica de suelos. En octubre de 1929 regresó a Eu-
ropa para aceptar una cátedra en la Universidad Técnica de Viena, que pronto se convirtió en el
núcleo de ingenieros civiles interesados en la mecánica de suelos. En 1939 regresó a Estados
Unidos para convertirse en profesor de la Universidad de Harvard.
Figura 1.4 Karl Terzaghi (1883-1963) (SSPL, vía Getty Images)

La primera conferencia de la Sociedad Internacional de Mecánica de Suelos e Ingeniería
de Cimentaciones (ISSMFE) se celebró en la Universidad de Harvard en 1936, presidida por
Karl Terzaghi. Dicha conferencia fue posible gracias a la convicción y el esfuerzo del profesor
Arthur Casagrande, de la Universidad de Harvard. Alrededor de 200 personas de 21 países
asistieron a esta conferencia. Fue a través de la inspiración y guía de Terzaghi durante el cuarto
de siglo anterior, que los documentos fueron llevados a esa conferencia que cubre una amplia
gama de temas, como:
• Esfuerzos efectivos
• Resistencia al corte
• Prueba con el penetrómetro de cono holandés
• Consolidación
• Pruebas de centrifugado
• Teoría elástica y distribución de los esfuerzos
• Precarga para el control de asentamiento
• Expansión de las arcillas
• Acción del hielo
• Terremoto y licuefacción del suelo
• Vibraciones de máquinas
• Teoría de arco de presión de tierras
Para el siguiente cuarto de siglo Terzaghi fue el espíritu que guió el desarrollo de la me-
cánica de suelos e ingeniería geotécnica en todo el mundo. A tal efecto, en 1985, Ralph Peck
(figura 1.5) escribió que “algunas personas durante toda la vida de Terzaghi se han puesto de
acuerdo en que no era sólo el espíritu rector de la mecánica de suelos, sino que era el centro
de coordinación de la investigación y la aplicación en todo el mundo. En los próximos años se
dedicará a proyectos en todos los continentes, principalmente en Australia y la Antártida.” Peck
continuó: “Por lo tanto, aún hoy casi no se pueden mejorar sus evaluaciones actuales del estado
de la mecánica de suelos, expresada en sus documentos de resumen y discursos presidenciales.”
En 1939, Terzaghi dictó la conferencia James Forrest 45 en el Instituto de Ingenieros Civiles
de Londres; su conferencia se tituló “Mecánica de suelos: Una nueva etapa en ciencias de la
ingeniería”. En ella afirmaba que la mayoría de las fallas de cimentación que se produjeron no
fueron “actos de Dios”.
A continuación se presentan algunos aspectos destacados en el desarrollo de la mecánica
de suelos e ingeniería geotécnica que se desarrolló después de la primera conferencia de la
ISSMFE en 1936:
• Publicación del libro teórico Mecánica de suelos de Karl Terzaghi en 1943 (Wiley, Nueva
York);
• Publicación de Mecánica de suelos en la práctica de ingeniería de Karl Terzaghi y Peck
Ralph en 1948 (Wiley, Nueva York);
• Publicación de Fundamentos de mecánica de suelos, de Donald W. Taylor, en 1948 (Wiley,
Nueva York), e
• Inicio de la publicación en 1948 de Geotechnique, la revista internacional de la mecánica
de suelos, en Inglaterra.
Después de una breve interrupción durante la Segunda Guerra Mundial, en 1948 se ce-
lebró la segunda conferencia de la ISSMFE en Rotterdam, Holanda. Asistieron cerca de 600
participantes y se publicaron siete volúmenes de actas. En esta conferencia, A. W. Skempton
presentó el documento de referencia sobre concepto f = 0 para arcillas. Después de Rotterdam

10
se han organizado conferencias de la ISSMFE cada cuatro años en diferentes partes del mundo.
En consecuencia, las conferencias de Rotterdam incrementaron las conferencias regionales so-
bre el tema de la ingeniería geotécnica, destacando las siguientes:
• Conferencia Regional Europea de Estabilidad de Taludes, Estocolmo (1954)
• Primera Conferencia de Australia y Nueva Zelandia sobre las Características de Corte de
Suelos (1952)
• Primera Conferencia Panamericana, Ciudad de México (1960)
• Conferencia de Investigación de Resistencia al Corte de los Suelos Cohesivos, Boulder,
Colorado (1960)
Otros dos hitos importantes entre 1948 y 1960 son: (l) la publicación del artículo de A. W.
Skempton sobre los coeficientes de presión para diversas obras de ingeniería y (2) la publica-
Figura 1.5 Ralph B. Peck (Foto cortesía de Ralph P. Beck)

ción del libro titulado The Measurement of Soil Properties in the Triaxial Text, por A. W. Bishop
y B. J. Henkel (Arnold, Londres) en 1957.
A principios de la década de 1950, las soluciones a diferencias finitas y de elementos
finitos con ayuda de computadoras se aplicaban a varios tipos de problemas de ingeniería geo-
técnica. Éstos siguen siendo una herramienta de cálculo importante y útil en nuestra profesión.
Desde los primeros días la profesión de la ingeniería geotécnica ha recorrido un largo camino y
ha madurado. Ahora es una rama establecida de la ingeniería civil y miles de ingenieros civiles
declaran a la ingeniería geotécnica como su área preferida de especialidad.
En 1997 la ISSMFE fue cambiado a ISSMGE (Sociedad Internacional de Mecánica de
Suelos e Ingeniería Geotécnica) para reflejar su verdadero alcance. Estas conferencias interna-
cionales han sido fundamentales para el intercambio de información sobre nuevos desarrollos
y actividades de investigación en curso en ingeniería geotécnica. La tabla 1.2 proporciona la
ubicación y el año en que se realizó cada conferencia de la ISSMFE/ISSMGE.
En 1960, Bishop, Alpan, Tizón y Donald proporcionan pautas tempranas y resultados
experimentales de los factores que controlan la resistencia de los suelos cohesivos parcialmente
saturados. Desde ese momento se han hecho avances en el estudio del comportamiento de los
suelos insaturados en relación con la fuerza y la compresibilidad, y otros factores que afectan a
la construcción de apoyos y estructuras de retención de tierra.
La ISSMGE tiene varios comités técnicos y estos comités organizan o copatrocinan va-
rias conferencias en todo el mundo. Una lista de estos comités técnicos (2010-2013) se pro-
porciona en la tabla 1.3. La ISSMGE también lleva a cabo seminarios internacionales (antes
conocidos como Touring Lectures) que han demostrado ser una actividad importante que reúne
a los profesionales, contratistas y académicos, tanto en el medio como entre el público, para
su propio beneficio, independientemente de la región, el tamaño o la riqueza de la sociedad de
miembros, fomentando así el sentimiento de pertenencia a la Sociedad Internacional de Mecá-
nica de Suelos e Ingeniería Geotécnica.
Detalle de las conferencias de la ISSMFE (1936-1997) y la ISSMGE (1997-2013)
Año
Lugar
Conferencia
I Harvard University, Boston, E.U. 1936
II Rotterdam, Países bajos 1948
3
5
9
1
Suiza
,
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Londres, Inglaterra
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Francia
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Ciudad de México, México
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Moscú, URSS
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Estocolmo, Suecia
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E.U.
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Nueva Delhi, India
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7
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1
Hamburgo, Alemania
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2
Estambul, Turquía
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2
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Egipto
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1
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Francia
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I
I
V
X
Tabla 1.2

12
1.8 Fin de una era
En la sección 1.7 se presentó un breve resumen de las aportaciones realizadas a la mecánica
de suelos moderna por pioneros como Karl Terzaghi, Arthur Casagrande, Donald W. Taylor y
Ralph B. Peck. El último de los primeros gigantes de la profesión, Ralph B. Peck, falleció el
18 de febrero de 2008, a la edad de 95 años.
El profesor Ralph B. Peck nació en Winnipeg, Canadá, de padres estadounidenses,
Orwin K. Peck y Ethel H., el 23 de junio de 1912. Recibió sus títulos B.S. y doctorado en
1934 y 1937, respectivamente, del Instituto Politécnico Rensselaer, Troy, Nueva York. Du-
rante el periodo 1938-1939 tomó cursos de Arthur Casagrande en la Universidad de Harvard
sobre un nuevo tema llamado “Mecánica de suelos”. De 1939 a 1943 el Dr. Peck trabajó como
asistente de Karl Terzaghi, el “padre” de la mecánica de suelos moderna, en el proyecto del
metro de Chicago. En 1943 se unió a la Universidad de Illinois en Champaign-Urbana y fue
profesor de ingeniería de cimentaciones desde 1948 hasta su jubilación en 1974. Después de
Lista de los comités de la ISSMGE (2010-2013)
Nombre del comité técnico
Número
de comité
técnico
Categoría
Fundamentos
Aplicaciones
TC101 Laboratorio de pruebas de esfuerzo de geomateriales
Impacto en la sociedad
Aspectos geotécnicos de los diques y bordos, protección de
Preservación de sitios históricos
TC102 Caracterización de ensayos in situ sobre propiedades del suelo
TC104 Modelado físico en ingeniería geotécnica
TC103 Métodos numéricos en geomecánica
TC105 Geomecánica de micro a macro
TC106 Suelos no saturados
TC201
la costa y recuperación de tierras
de suelo blando
TC202 Ingeniería geotécnica de transporte
TC204 Construcción subterránea en suelo blando
TC203 Ingeniería geotécnica de terremotos y problemas asociados
TC205 Diseño de límites estatales en ingeniería geotécnica
TC206 Diseño geotécnico interactivo
TC207 Interacción suelo-estructura y muros de contención
TC208 Estabilidad de taludes naturales
TC209 Geotecnia en alta mar
TC210 Diques y embalses
TC211 Mejoramiento de suelos
TC212 Cimentaciones profundas
TC213 Geotecnia de la erosión del suelo
TC214 Ingeniería de cimentaciones para las difíciles condiciones
TC215 Geotecnia ambiental
TC216 Geotecnia en hielo
TC301
TC302 Ingeniería geotécnica forense
TC303 Mitigación de catástrofes y rehabilitación costera y de ríos
TC304 Prácticas en ingeniería de evaluación y gestión de riesgos
TC305 Infraestructura geotécnica para megaciudades y nuevas capitales
Tabla 1.3

1.8 Fin de una era 13
su jubilación estuvo activo en la consultoría, que incluyó grandes proyectos geotécnicos en 44
estados en Estados Unidos y otros 28 países de los cinco continentes. Algunos ejemplos de sus
principales proyectos de consultoría incluyen:
• Los sistemas de tránsito rápido en Chicago, San Francisco y Washington, DC
• El sistema de oleoducto de Alaska
• Proyecto de James Bay en Quebec, Canadá
• Proyecto de tren expreso de Heathrow (Reino Unido)
• Diques del Mar Muerto
Su último proyecto fue el puente Rio-Antirio en Grecia. El 13 de marzo de 2008, The Ti-
mes del Reino Unido publicó: “Ralph B. Peck era un ingeniero civil estadounidense que inventó
una polémica técnica de construcción que se utiliza en algunas de las maravillas modernas de
ingeniería del mundo, incluyendo el Canal de la Mancha. Conocido como ‘el padrino de la me-
cánica de suelos’, era directamente responsable de una serie de célebres proyectos de túneles y
de represas de tierra que empujaron los límites de lo que se creía que era posible.”
El Dr. Peck fue autor de más de 250 publicaciones técnicas altamente distinguidas. Él fue
presidente de la ISSMGE de 1969 a 1973. En 1974 recibió la Medalla Nacional de Ciencia
del presidente Gerald R. Ford. El profesor Peck era maestro, mentor, amigo y consejero de ge-
neraciones de ingenieros geotécnicos en todos los países del mundo. La Conferencia ISSMGE
16 en Osaka, Japón (2005), sería la última gran conferencia de este tipo a la que asistiría.
La figura 1.6 muestra una fotografía del Dr. Peck durante una visita al Parque de Karl Ter-
zaghi en la Universidad Bogaziçi (antes American Robert College) durante la XV Conferencia
ISSMGE en Estambul.
Éste es realmente el final de una era.
Figura 1.6 El Dr. Ralph Peck en Karl Terzaghi Park en la Universidad Bogaziçi de Estambul,
Turquía, durante la Conferencia ISSMGE 2001 (Cortesís de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

14
Referencias
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Capítulo 2: Origen de los depósitos del suelo, tamaño de grano y forma
16
2.1 Introducción
Durante la planificación, diseño y construcción de cimientos, muros de contención y estructuras de
retención de tierras, a los ingenieros les resulta útil conocer el origen del depósito de suelo sobre
el que se va a construir la estructura propuesta, ya que cada depósito presenta características geo-
mecánicas únicas. La mayor parte de los suelos que cubren la superficie de la tierra están formados
por la erosión de las rocas. Las propiedades físicas del suelo se establecen principalmente por los
minerales que constituyen las partículas del suelo y, por lo tanto, la roca de la cual se derivó.
En este capítulo se establece lo siguiente:
• Un esquema general de los procesos por los cuales se forman los diferentes tipos de rocas
(ciclo de las rocas).
• La erosión de la roca y la naturaleza de la formación de diversos tipos de depósitos de suelo
(proceso sedimentario).
• Análisis granulométrico y forma de las partículas del suelo.
2.2 Ciclo de las rocas y origen del suelo
Los granos minerales que forman la fase sólida de un agregado del suelo son el producto de la
intemperización y la erosión de la roca. El tamaño de los granos individuales varía en un amplio
intervalo. Muchas de las propiedades físicas del suelo son dictadas por el tamaño, la forma y la
composición química de los granos. Para entender mejor estos factores, uno debe estar familiariza-
do con los tipos de roca que forman la corteza terrestre.
Con base en su origen, las rocas se pueden dividir en tres tipos básicos: ígneas, sedimentarias
y metamórficas. La figura 2.1 muestra un diagrama del ciclo de formación de diferentes tipos de
roca y los procesos asociados con ellos. A continuación se presentan las características/descripción
de cada proceso del ciclo de las rocas.
Rocas ígneas
Las rocas ígneas se forman por el enfriamiento y la solidificación del magma expulsado del
manto de la Tierra. Después de la expulsión por cualquier erupción volcánica o de fisura, una
parte del magma fundido se enfría en la superficie de la tierra. A veces el magma cesa su movi-
C A P Í T U L O 2
Origen de los depósitos
del suelo, tamaño de grano y forma
16

lidad bajo la superficie terrestre y se enfría para formar rocas ígneas intrusivas que se llaman-
plutónicas. Las rocas intrusivas formadas en el pasado pueden estar expuestas en la superficie
como resultado del proceso continuo de la erosión de los materiales que las cubrían.
Los tipos de rocas ígneas formadas por el enfriamiento del magma dependen de fac-
tores tales como la composición del magma y la velocidad de enfriamiento asociado con él.
Después de realizar varios ensayos de laboratorio, Bowen (1922) fue capaz de explicar la re-
lación de la tasa de enfriamiento del magma con la formación de diferentes tipos de roca. Esta
explicación, conocida como la serie de reacción de Bowen, describe la secuencia por la cual
se forman nuevos minerales a medida que se enfría el magma. Los cristales de minerales cre-
cen más grandes y algunos de ellos se asientan. Los cristales que permanecen en suspensión
reaccionan con el material fundido restante para formar un nuevo mineral a una temperatura
inferior. Este proceso continúa hasta que se solidifica el cuerpo entero del material fundido.
Bowen clasificó estas reacciones en dos grupos: (l) la serie de reacción discontinua ferro-
magnesiana, en la que los minerales formados son diferentes en su composición química y
estructura cristalina, y (2) la serie de reacción continua plagioclasa feldespato, en la que los
minerales que se forman tienen diferentes composiciones químicas con estructuras cristalinas
similares. La figura 2.2 muestra la serie de reacción de Bowen. La composición química de
los minerales se da en la tabla 2.1.
Por lo tanto, dependiendo de las proporciones de minerales disponibles se forman dife-
rentes tipos de roca ígnea. Granito, gabro y basalto son algunos de los tipos comunes de roca
Sedimentos
Rocas
ígneas
Magma
Rocas
metamórficas
Rocas
sedimentarias
M
e
t
a
m
o
r
f
i
s
m
o
Fusión
T
r
a
n
s
p
o
r
t
a
c
i
ó
n
,
e
r
o
s
i
ó
n
,
m
e
t
e
o
r
i
z
a
c
i
ó
n
Compactación, cementación, cristalización
Figura 2.1 Ciclo de las rocas

18
ígnea que se encuentran generalmente en el campo. La tabla 2.2 muestra la composición gene-
ral de las rocas ígneas.
Meteorización
La meteorización o intemperismo es el proceso de descomposición de las rocas por procesos
mecánicos y químicos en fragmentos más pequeños. La meteorización mecánica puede ser
causada por la expansión y contracción de las rocas a partir de la ganancia y la pérdida continua
de calor, que da lugar a la desintegración final. Con frecuencia el agua se filtra en los poros y
fisuras existentes en las rocas. A medida que la temperatura desciende, el agua se congela y se
expande. La presión ejercida por el hielo debido a la expansión de volumen es lo suficiente-
mente fuerte como para romper incluso rocas de gran tamaño. Otros agentes físicos que ayudan
a desintegrar las rocas son los glaciares (de hielo), el viento, el agua de los arroyos y ríos, y las
olas del mar. Es importante darse cuenta que, en la meteorización mecánica, rocas grandes se
descomponen en partes más pequeñas sin ningún cambio en la composición química. La figura 2.3
Baja resistencia a
la meteorización
Cristalización a
temperatura alta
Alta resistencia a
la meteorización
Cristalización a
temperatura baja
Olivino Feldespato de calcio
Augita (piroxenos)
Hornblenda (anfíboles)
Biotita (mica negra)
Feldespato de sodio
Ortoclasa
(feldespato de potasio)
Serie discontinua
ferrom
agnesiana
Serie continua
plagioclasa feldespato
Muscovita
(mica blanca)
Cuarzo
Figura 2.2 Series de reacción de Bowen
Tabla 2.1 Composición de los minerales mostrados en la serie de reacciones de Bowen
Mineral Composición
Olivino
Augita
Hornblenda
Biotita (mica negra)
feldespato de calcio
Plagioclasa e
feldespato de sodio
Ortoclasa (feldespato de potasio)
Muscovita (mica blanca)
Cuarzo
)
e
F
,
g
M
( 2SiO4
i
S
,
l
A
(
)
l
A
,
e
F
,
g
M
(
a
N
,
a
C 2O6)
Silicato ferromagnesiano complejo de
Ca, Na, Mg, Ti, yA1
)
e
F
,
g
M
(
K 3AlSi3O10(OH)2
Ca(Al2Si2O8)
Na(AlSi3O8)
K(AlSi3O8)
l
A
K 3Si3O10(OH)2
O
i
S 2

muestra un ejemplo de la meteorización mecánica debido a las olas del mar y el viento en
Yehliu, Taiwán. Esta área se encuentra en un largo y estrecho cabo de mar en el lado noroeste
de Keelung, a unos 15 kilómetros de la costa norte de Chin Shan y Wanli.
En la meteorización química, los minerales de la roca originales se transforman en nuevos
minerales por reacción química. El agua y el dióxido de carbono de la atmósfera forman ácido
carbónico, que reacciona con los minerales de la roca existentes para formar nuevos minerales y
sales solubles. Las sales solubles presentes en el agua subterránea y ácidos orgánicos formados
a partir de materia orgánica descompuesta también causan desgaste químico. Un ejemplo de la
erosión química de la ortoclasa para formar minerales de arcilla, sílice y carbonato de potasio
soluble es el siguiente:
Tabla 2.2 Composición de algunas rocas ígneas
Nombre Modo de Minerales Minerales menos
de la roca ocurrencia Textura abundantes abundantes
Granito Intrusivo Gruesa Cuarzo, feldespato Biotita,
Riolita Extrusivo Fina de sodio, muscovita,
feldespato hornblenda
de potasio
Gabro Intrusivo Gruesa Plagioclasa, Hornblenda,
Basalto Extrusivo Fina piroxinos, biotita,
olivino magnetita
Diorita Intrusivo Gruesa Plagioclasa, Biotita,
Andesita Extrusivo Fina hornblenda piroxenos
(cuarzo
generalmente
ausente)
Sienita Intrusivo Gruesa Feldespato Feldespato
Traquita Extrusivo Fina de potasio de sodio,
biotita,
hornblenda
Peridotita Intrusivo Gruesa Olivino, Óxidos
piroxenos de hierro
La mayoría de los iones de potasio liberados se dejan llevar en solución como carbonato de
potasio y es absorbido por las plantas.
H2O CO2 → H2CO3 → H (HCO3)
Ácido carbónico
2K(AlSi3O8) 2H H2O → 2K 4SiO2 Al2Si2O5(OH)4
Caolinita
(mineral de greda)
Sílice
Ortoclasa

20
La meteorización química de feldespatos plagioclasa es similar a la de la ortoclasa en que se
producen minerales de arcilla, sílice y diferentes sales solubles. Los minerales ferromagnesianos
forman también los productos de descomposición de minerales de arcilla, sílice y sales solu-
bles. Además, el hierro y el magnesio en minerales ferromagnesianos resultan en otros pro-
ductos tales como hematita y limonita. El cuarzo es altamente resistente a la intemperie y sólo
ligeramente soluble en agua. La figura 2.2 muestra la susceptibilidad de las rocas metamórficas
a la intemperie. Los minerales formados a temperaturas más altas en la serie de reacción de
Bowen son menos resistentes a la intemperie que los formados a temperaturas más bajas.
El proceso de meteorización no se limita a las rocas ígneas. Como se muestra en el ciclo
de las rocas (figura 2.1), las rocas sedimentarias y metamórficas también se meteorizan de una
manera similar.
Por lo tanto, a partir de la breve discusión anterior podemos ver cómo el proceso de me-
teorización cambia macizos rocosos sólidos en fragmentos más pequeños de diferentes tama-
ños que pueden ir desde los cantos rodados grandes a muy pequeñas partículas de arcilla. Los
agregados no cementados de estos pequeños granos en diversas proporciones forman diferentes
tipos de suelo. Los minerales de arcilla, que son un producto de la meteorización química de
los feldespatos, ferromagnesianos y micas, dan la propiedad plástica para suelos. Hay tres mi-
nerales de arcilla importantes: (1) caolinita, (2) ilita y (3) montmorilonita. (Se discuten estos
minerales arcillosos más adelante en este capítulo.)
Figura 2.3 Erosión mecánica debida al oleaje marino y al viento en Yehliu, Taiwán (Cortesía de
Braja M. Das, Henderson Arizona)

Transporte de productos de la meteorización
Los productos de la meteorización pueden permanecer en el mismo lugar o pueden ser movidos
a otros lugares por el hielo, el agua, el viento y la gravedad.
Los suelos formados por los productos en su lugar de origen son llamados suelos residuales.
Una característica importante del suelo residual es la gradación del tamaño de partícula. Los sue-
los de grano fino se encuentran en la superficie y el tamaño de grano aumenta con la profundidad.
A mayores profundidades, también se pueden encontrar fragmentos de rocas angulares.
Los suelos transportados se pueden clasificar en varios grupos, dependiendo de su modo
de transporte y deposición:
1. Suelos glaciales, formados por el transporte y la deposición de los glaciares
2. Suelos aluviales, transportados por corrientes de agua y depositados a lo largo de los arroyos
3. Suelos lacustres, formados por deposición en los lagos
4. Suelos marinos, formados por deposición en los mares
5. Suelos eólicos, transportados y depositados por el viento
Rocas sedimentarias
Los depósitos de grava, arena, limo y arcilla formados por meteorización pueden ser compac-
tados por presión de sobrecarga y cimentada por agentes como el óxido de hierro, calcita, do-
lomita y cuarzo. Agentes cementantes son transportados generalmente en solución por el agua
subterránea. Llenan los espacios entre las partículas y forman rocas sedimentarias. Las rocas
formadas de esta manera se llaman rocas sedimentarias detríticas.
Todas las rocas detríticas tienen una textura clástica. Los siguientes son algunos ejemplos
de rocas detríticas con textura clástica.
Tamaño de partícula Roca sedimentaria
Granular o grande (tamaño de grano 2 mm-4 mm o más) Conglomerado
Arena Arenisca
Limo y arcilla Lutita y limolita
En el caso de los conglomerados, si las partículas son más angulares, la roca se llama brecha. En
roca arenisca, los tamaños de partícula pueden variar entre 1/16 mm y 2 mm. Cuando los granos
de roca arenisca son prácticamente todos de cuarzo, la roca se conoce como cuarzoarenisca. En la
lutita y la lodolita, el tamaño de las partículas es por lo general menor de 1/16 mm. La limolita tiene
un aspecto de bloque, mientras que, en el caso de la lutita, la piedra se divide en bloques laminares.
La roca sedimentaria también puede ser formada por procesos químicos. Las rocas de este
tipo son clasificadas como producto químico de rocas sedimentarias. Estas rocas pueden tener tex-
tura clástica o no clástica. Los siguientes son algunos ejemplos de rocas sedimentarias químicas.
Composición Roca
Calcita (CaCO3) Caliza
Halita (NaCI) Sal de roca
Dolomita [CaMg(CO3)] Dolomita
Yeso (CaSO4 ∙ 2H2O) Yeso
La roca caliza está formada principalmente de carbonato de calcio depositado ya sea por orga-
nismos o mediante un proceso inorgánico. La mayoría de las calizas tienen una textura clástica;

22
sin embargo, también se encuentran comúnmente texturas no clásticas. La tiza es una roca sedi-
mentaria hecha en parte de calcita de origen bioquímico, que son fragmentos óseos de animales
y plantas microscópicos. La dolomita se forma ya sea por deposición química de los carbonatos
mixtos o por la reacción de magnesio en agua con piedra caliza. El yeso y la anhidrita resultan
de la precipitación de CaSO4 soluble debido a la evaporación de agua del océano. Las rocas
que pertenecen a esta clase generalmente se les refiere como evaporitas. La sal de roca (NaCl)
es otro ejemplo de una evaporita que se origina a partir de los depósitos de sal del agua de mar.
La roca sedimentaria puede someterse a la meteorización para formar sedimentos o puede
ser sometido al proceso de metamorfismo para convertirse en roca metamórfica.
Rocas metamórﬁcas
El metamorfismo es el proceso de cambiar la composición y la textura de las rocas (sin fusión)
mediante calor y presión. Durante el metamorfismo se forman nuevos minerales y los granos
minerales son sometidos a esfuerzos para dar una textura foliada de roca metamórfica. El gneis
es una roca metamórfica derivada de metamorfismo regional de alto grado de las rocas ígneas,
como el granito, el gabro y la diorita. El metamorfismo de bajo grado de lutitas resulta en pi-
zarra. Los minerales de arcilla en el esquisto se convierten en clorita y mica por el calor, por
lo que la pizarra se compone principalmente de escamas de mica y clorita. La filita es una roca
metamórfica que se deriva de lutita con más metamorfismo, siendo sometida a calor de más de
250 a 300°C. El esquisto es un tipo de roca metamórfica derivada de varias rocas metamórficas,
ígneas, sedimentarias y de baja calidad, con una textura bien foliada y escamas visibles de lámi-
nas y minerales micáceos. Así, la roca metamórfica generalmente contiene grandes cantidades
de cuarzo y feldespato.
El mármol se forma a partir de calcita y dolomita por recristalización. Los granos mine-
rales de mármol son más grandes que los presentes en la roca original. Los mármoles verdes
están coloreados por hornblenda, serpentina o talco. Los mármoles negros contienen material
bituminoso y los mármoles marrones contienen óxido de hierro y limonita. La cuarcita es una
roca metamórfica formada por areniscas ricas en cuarzo. El sílice entra en los espacios vacíos
entre los granos de cuarzo y arena actuando como agente de cementación. La cuarcita es una de
las rocas más duras. Bajo el calor y la presión extrema las rocas metamórficas pueden fundirse
para formar el magma y el ciclo se repite.
2.3 Depósitos de suelo en general
En la sección anterior hemos discutido brevemente el proceso sedimentario de las rocas y de la
formación de los suelos. Después de la meteorización el suelo formado puede permanecer en el
lugar (suelo residual) o ser transportado por agentes naturales como los glaciares, el agua, las
corrientes y las corrientes de aire. Además de los suelos transportados y residuales, hay turbas y
suelos orgánicos que se derivan de la descomposición de los materiales orgánicos.
Una visión general de los distintos tipos de suelos descritos anteriormente se indica en
los puntos 2.4 al 2.10.
2.4 Suelos residuales
Los suelos residuales se encuentran en zonas donde la tasa de meteorización es mayor que la
velocidad a la que los materiales intemperizados son llevados lejos por los agentes de transpor-
te. La tasa de meteorización es mayor en las regiones cálidas y húmedas en comparación con
las regiones más frías y más secas y, dependiendo de las condiciones climáticas, el efecto de la
intemperie puede variar ampliamente.

2.6 Depósitos aluviales 23
Depósitos de suelos residuales son comunes en los trópicos. La naturaleza de un depósito
de suelo residual por lo general depende de la roca madre. Cuando las rocas madre, como el
granito y gneis, se someten a la intemperie, la mayoría de los materiales son propensos a perma-
necer en su lugar. Estos depósitos de suelo suelen tener una capa superior de material arcilloso
o limoso. Estas capas, a su vez, están generalmente sustentadas por una roca parcialmente in-
temperizada y luego por la roca madre. La profundidad de esta roca puede variar ampliamente,
incluso dentro de una distancia de unos pocos metros.
En contraste con las rocas detríticas, hay algunas rocas químicas, como la roca caliza, que
se compone principalmente del mineral calcita (CaCO3). La tiza y la dolomía tienen grandes
concentraciones de dolomita [CaMg(CO3)2]. Estas rocas tienen grandes cantidades de materia-
les solubles, algunos de los cuales son removidos por las aguas subterráneas, dejando atrás la
fracción insoluble de la roca. Los suelos residuales que se derivan de rocas químicas no poseen
una zona de transición gradual a la roca madre. Los suelos residuales derivados de la intemperi-
zación de la roca caliza son en su mayoría de color rojo. Aunque uniforme en tipo, la profundi-
dad de la intemperización puede variar en gran medida. Los suelos residuales inmediatamente
por encima de la base pueden ser normalmente consolidados. Grandes cimentaciones con car-
gas pesadas pueden ser susceptibles a grandes asentamientos de consolidación en estos suelos.
2.5 Depósitos transportados por gravedad
Los suelos residuales en una pendiente natural pronunciada se mueven lentamente hacia abajo, lo
que se conoce generalmente como fluencia. Cuando el movimiento descendente del suelo es repenti-
no y rápido, se le llama deslizamiento de tierra. Los depósitos de suelo formados por deslizamientos
de tierra son coluviales. Los flujos de lodo son un tipo de suelo transportado por gravedad. En este
caso los suelos residuales arenosos sueltos altamente saturados, en pendientes relativamente planas
se mueven hacia abajo como un líquido viscoso y vienen a descansar en una condición más densa.
Los depósitos de suelo derivados de flujos de lodo son muy heterogéneos en su composición.
2.6 Depósitos aluviales
Los depósitos de suelos aluviales se derivan de la acción de los arroyos y ríos, y se pueden
dividir en dos categorías principales: (1) depósitos en secuencias trenzadas y (2) depósitos
causados por el cinturón de meandros de los ríos.
Depósitos por corrientes ﬂuviales
Las corrientes trenzadas son de alto gradiente, fluyen rápidamente, son altamente erosivas y
llevan grandes cantidades de sedimento. Debido a la alta carga de fondo, un cambio menor en la
velocidad del flujo hará que los sedimentos se depositen. Mediante este proceso estas corrientes
pueden construir una maraña compleja de canales convergentes y divergentes separados por
bancos de arena e islas.
Los depósitos formados a partir de corrientes fluviales son muy irregulares en la estra-
tificación y tienen una amplia gama de tamaños de grano. La figura 2.4 muestra una sección
transversal de dicho depósito. Estos depósitos presentan varias características:
1. Los tamaños de grano por lo general van de grava a limo. Partículas de tamaño de arcilla
generalmente no se encuentran en depósitos de corrientes fluviales.
2. Aunque el tamaño de grano varía ampliamente, el suelo en una bolsa o lente dada es bas-
tante uniforme.
3. A cualquier profundidad dada la relación de vacío y peso de la unidad puede variar en un
amplio intervalo dentro de una distancia lateral de sólo unos pocos metros.

24
Depósitos de canal
El término meandro se deriva del trabajo griego maiandros, después del Río Maiandros (ahora
Menderes) en Asia, famoso por su curso sinuoso. Las corrientes maduras curvean el valle.
El fondo del valle en el que un río serpentea se conoce como meandro. En un río serpentean-
te, el suelo de la orilla se erosiona continuamente en los puntos del banco que son de forma
cóncava y se deposita en los puntos donde el banco es de forma convexa, como se muestra en
la figura 2.5. Estos depósitos se denominan depósitos de barras de punta, y por lo general son de
arena y partículas de sedimento de tamaño de limo. A veces, durante el proceso de erosión y
deposición, el río abandona un meandro y corta una ruta más corta. El meandro abandonado
cuando se llena de agua se denomina cocha o lago de meandro. (Ver figura 2.5.)
Figura 2.4 Sección transversal de un depósito de corrientes fluviales
Figura 2.5 Formación de depósitos de punta y de una cocha en una corriente de meandro
Arena fina
Grava
Limo
Arena gruesa
Erosión
Erosión
Cocha (lago de meandro)
Deposición
(barra de punta)
Río
Deposición
(barra de punta)

2.8 Depósitos glaciales 25
Durante las inundaciones los ríos desbordados llenan las zonas bajas. Las partículas de ta-
maño de arena y limo transportadas por el río se depositan en las orillas para formar cordilleras
conocidas como diques naturales (figura 2.6). Las partículas de suelo más finas que consisten
en limos y arcillas son transportadas por el agua más lejos en las llanuras de inundación. Estas
partículas se depositan a diferentes tasas para formar depósitos de ciénagas (figura 2.6), a me-
nudo de arcillas muy plásticas.
2.7 Depósitos lacustres
El agua de los ríos y manantiales fluye hacia los lagos. En las regiones áridas las corrientes
llevan grandes cantidades de sólidos en suspensión. Cuando la corriente entra en el lago las
partículas granulares se depositan en la zona formando un delta. Algunas partículas más grue-
sas y las partículas más finas, es decir, limo y arcilla, son llevadas al lago y se depositan en el
fondo en capas alternas de partículas de grano fino y de grano grueso. Los deltas que se forman
en regiones húmedas suelen tener más depósitos de grano fino en comparación con los de las
regiones áridas.
2.8 Depósitos glaciares
Durante la Edad de Hielo del Pleistoceno los glaciares cubrían grandes extensiones de la Tierra.
Los glaciares avanzaron y se retiraron con el tiempo. Durante su avance se llevaron grandes
cantidades de arena, limo, arcilla, grava y cantos rodados. Drift es un término general que nor-
malmente se aplica a los depósitos establecidos por los glaciares. Los depósitos estratificados
establecidos por el derretimiento de glaciares se denominan till. Las características físicas de un
till pueden variar de un glaciar a otro.
Los accidentes geográficos que se desarrollaron a partir de los depósitos de till son lla-
mados morrenas. Una morrena terminal (figura 2.7) es una cadena de tills que marca el límite
máximo del avance de un glaciar. Las morrenas recesivas son cadenas de tills desarrolladas
Figura 2.6 Dique y depósito de ciénaga
Río
Dique de depósito
Tapón de arcilla
Depósito de ciénaga
Lago

26
detrás de la morrena terminal con diferentes distancias de separación. Son el resultado de la
estabilización temporal del glaciar durante el periodo de recesión. El till depositado por el gla-
ciar entre las morrenas se conoce como morrena de fondo (figura 2.7). Las morrenas de fondo
constituyen grandes zonas del centro de Estados Unidos y se llaman planicies de tills.
La arena, limo y grava que son transportados por el glaciar se llaman aluviales. En un patrón
similar al de los depósitos de corrientes fluviales, el agua derretida deposita el aluvial, formando
llanuras aluviales (figura 2.7), también llamadas depósitos glaciofluviales. El rango de tamaños
de grano que se presenta en un cajón determinado varía en gran medida.
2.9 Depósitos de suelo eólicos
El viento es también un agente de erosión importante que conduce a la formación de depósitos
de suelo. Cuando grandes extensiones de arena se encuentran expuestas, el viento puede arrastrar
la arena a gran distancia y volver a depositarla en otro lugar. Los depósitos de arena arrastrada
por el viento por lo general toman la forma de dunas (figura 2.8). La figura 2.9 muestra algunas
dunas de arena en el desierto del Sahara en Egipto. A medida que se forman las dunas, la arena
es arrastrada por el viento sobre la cresta. Más allá de la cresta las partículas de arena ruedan
por la pendiente. El proceso tiende a formar un depósito compacto de arena en el lado de bar-
lovento, y un depósito suelto en el lado de sotavento de la duna. A continuación se presentan
algunas de las propiedades típicas de la duna de arena:
1. La granulometría de la arena en un lugar en particular es sorprendentemente uniforme. Esta
uniformidad se puede atribuir a la acción de clasificación del viento.
2. El tamaño de grano en general disminuye con la distancia desde la fuente, debido a que el
viento lleva las pequeñas partículas más lejos que las grandes.
3. La densidad relativa de la arena depositada en el lado de barlovento de las dunas puede ser
tan alta como 50 a 65%, disminuyendo aproximadamente de 0 a 15% en el lado de sota-
vento.
Llanura
aluvial
Aluviales
Morrena terminal
Morrena de fondo
Dirección
del viento
Partícula de arena
Figura 2.7 Morrena terminal, morrena de fondo y llanura aluvial.
Figura 2.8 Duna de arena

2.10 Suelo orgánico 27
El loess es un depósito eólico que consta de limo. La distribución de tamaño de grano de
loess es bastante uniforme y la cohesión se deriva generalmente de un revestimiento de arcilla
sobre las partículas de sedimento de tamaño de limo, lo que contribuye a una estructura estable
del suelo en un estado insaturado. La cohesión también puede ser el resultado de la precipita-
ción de los productos químicos lixiviados por el agua de lluvia. El loess es un depósito delez-
nable, ya que cuando se satura pierde su fuerza de unión entre las partículas. Se deben tomar
precauciones especiales para la construcción de cimientos sobre los depósitos loéssicos.
La ceniza volcánica (con tamaños de grano de entre 0.25 y 4 mm) y el polvo volcánico
(con tamaños de grano inferior a 0.25 mm) pueden ser clasificados como suelo transportado por
el viento. La ceniza volcánica es una arena ligera o grava arenosa. La descomposición de las
cenizas volcánicas resulta en arcillas altamente plásticas y compresibles.
2.10 Suelo orgánico
Los suelos orgánicos se encuentran generalmente en zonas bajas donde el nivel freático está
cerca o por encima de la superficie del suelo. La presencia de un alto nivel freático ayuda en el
crecimiento de las plantas acuáticas que, al descomponerse, forman el suelo orgánico. Este tipo
de depósito generalmente se encuentra en las zonas costeras y en las regiones glaciares. Los
suelos orgánicos muestran las siguientes características:
1. Su contenido de humedad natural puede variar de 200 a 300%.
2. Son altamente compresibles.
3. Las pruebas de laboratorio han demostrado que, bajo cargas, se derivan grandes asenta-
mientos a partir de la consolidación secundaria.
Figura 2.9 Dunas de arena en el Desierto de Sahara en Egipto (Cortesía de Braja M. Das, Henderson,
Nevada)

28
2.11 Tamaño de partícula de suelo
Independientemente de su origen, los tamaños de partículas que conforman el suelo pueden
variar en un amplio intervalo. Los suelos son generalmente llamados grava, arena, limo o arci-
lla, dependiendo del tamaño predominante de las partículas dentro del suelo. Para describir los
suelos por su tamaño de partícula, varias organizaciones han desarrollado límites de separación
de tamaño de suelo. La tabla 2.3 muestra los límites de separación de tamaño de suelo desa-
rrollados por el Instituto de Tecnología de Massachusetts, el Departamento de Agricultura de
E.U., la Asociación Americana de Carreteras Estatales y Oficiales del Transporte, el Cuerpo
de Ingenieros del Ejército de E.U. y la Oficina de Reclamación de E.U. En esta tabla el sistema del
MIT se presenta sólo a modo de ejemplo, ya que juega un papel importante en la historia del desarro-
llo de los límites de separación de tamaño de suelo. Sin embargo, en la actualidad el Sistema
Unificado es casi universalmente aceptado y ha sido adoptado por la Sociedad Americana para
Pruebas y Materiales.
Las gravas son fragmentos de rocas con partículas ocasionales de cuarzo, feldespato y
otros minerales.
En las partículas de arena predominan el cuarzo y el feldespato. A veces también pueden
estar presentes granos de otros minerales.
Los limos son las fracciones microscópicas del suelo que consisten en fragmentos de cuarzo
muy finos y algunas partículas en forma laminar que son fragmentos de minerales micáceos.
Las arcillas son en su mayoría partículas en forma de láminas microscópicas y submicroscó-
picas de mica, minerales de arcilla y otros minerales. Como se muestra en la tabla 2.3, las arcillas
se definen generalmente como partículas menores de 0.002 mm. En algunos casos las partículas de
tamaño entre 0.002 y 0.005 mm también. Las partículas se clasifican como arcilla sobre la base
de su tamaño, ya que no pueden contener necesariamente minerales de arcilla. Las arcillas se definen
como aquellas partículas “que desarrollan plasticidad cuando se mezclan con una cantidad limitada
de agua” (Grim, 1953). (La plasticidad es la propiedad de las arcillas, parecida a la masilla, cuando
Límites de separación de tamaño de suelo
Tamaño de grano (mm)
Nombre de la organización Grava Arena Limo Arcilla
2 2 a 0.06 0.06 a 0.002 0.002
2 2 a 0.05 0.05 a 0.002 0.002
76.2 a 2 2 a 0.075 0.075 a 0.002 0.002
76.2 a 4.75 4.75 a 0.075 Finos
(p.ej., linos y arcillas)
0.075
Instituto de Tecnología de
Massachusetts (MIT)
Departamento de Agricultura
de E.U. (USDA)
Asociación Americana de
Carreteras Estatales y Oficiales
del Transporte (AASHTO)
Sistema Unificado de
Clasificación de Suelos (Cuerpo
de Ingenieros del Ejército de
E.U., Oficina de Reclamación
de E.U., Sociedad Americana
para Pruebas y Materiales)
Tabla 2.3

contienen una cierta cantidad de agua.) Suelos no arcillosos pueden contener partículas de cuarzo,
feldespato, mica o son lo suficientemente pequeños como para estar dentro de la clasificación de
tamaño de arcilla. Por lo tanto, esto es apropiado para partículas de suelo más pequeñas que 2m o
de 5m, como se ha definido bajo diferentes sistemas, a las que se llamará partículas de tamaño de ar-
cilla en lugar de arcilla. Las partículas de arcilla son en la mayoría de su intervalo de tamaño coloidal
( 1m), y 2m parece ser el límite superior.
2.12 Minerales de arcilla
Los minerales de arcilla son silicatos de aluminio complejos compuestos de una de las dos uni-
dades básicas: (1) sílice tetraédrico y (2) aluminio octaédrico. Cada unidad del tetraedro consiste
de cuatro átomos de oxígeno que rodean un átomo de silicio (figura 2.10a). La combinación de
unidades tetraédricas de sílice da una lámina de sílice (figura 2.10b). Tres átomos de oxígeno en
la base de cada tetraedro son compartidos por tetraedros en la vecindad. Las unidades octaédricas
consisten en seis hidroxilos rodeando un átomo de aluminio (figura 2.10c), y la combinación de
las unidades hidroxilo de aluminio octaédricas da una capa octaédrica. (Esto también se llama
una lámina de gibsita, figura 2.10d.) A veces el magnesio sustituye a los átomos de aluminio en
las unidades octaédricas, en cuyo caso la capa octaédrica se llama lámina de brucita.
En una lámina de sílice, cada átomo de silicio con una valencia positiva de 4 está ligado a cuatro
átomos de oxígeno, con una valencia negativa total de 8. Sin embargo, cada átomo de oxígeno en la
base del tetraedro está vinculado a dos átomos de silicio. Esto significa que el átomo de oxígeno en
lapartesuperiordecadaunidadtetraédricatieneunavalencianegativade1parasercontrarrestado.
Cuando la lámina de sílice se apila sobre la lámina octaédrica, como se muestra en la figura 2.10e,
estos átomos de oxígeno remplazan los hidroxilos para satisfacer sus enlaces de valencia.
La caolinita consiste de capas repetidas de láminas de sílice-gibbsita elementales, como
se muestra en la figura 2.11a. Cada capa es de aproximadamente 7.2 Å de espesor. Las capas se
mantienen unidas por enlaces de hidrógeno. La caolinita se produce como plaquetas, cada una
con una dimensión lateral de 1000 a 20 000 Å y un espesor de 100 a 1000 Å. El área de la super-
ficie de las partículas de caolinita por unidad de masa es de aproximadamente 15 m2/g. El área
de superficie por unidad de masa se define como superficie específica.
La ilita consiste de una lámina de gibsita unida a dos láminas de sílice, una en la parte
superior y otra en la parte inferior (figura 2.11b). A veces se llama arcilla micácea. Las capas
de ilita están unidas entre sí por iones de potasio. La carga negativa para equilibrar los iones de
potasio proviene de la sustitución de aluminio por alguno de silicio en las láminas tetraédricas.
La sustitución de un elemento por otro sin ningún cambio en la forma cristalina se conoce como
sustitución isomorfa. Las partículas de ilita tienen generalmente dimensiones laterales que van
de 1000 a 5000 Å, y espesores de 50 a 500 Å. La superficie específica de las partículas es de
aproximadamente 80 m2/g.
La montmorillonita tiene una estructura similar a la de la ilita, es decir, una lámina de
gibsita intercalada entre dos láminas de sílice (figura 2.11c). En la montmorillonita existe susti-
tución isomorfa de magnesio y hierro para el aluminio en las láminas octaédricas. Aquí no están
presentes los iones de potasio, como en el caso de la ilita, y una gran cantidad de agua es atraída al
espacio entre las capas. Las partículas de montmorillonita tienen dimensiones laterales de 1000
a 5000 Å y espesores de 10 a 50 Å. La superficie específica es de aproximadamente 800 m2/g. La
figura 2.12 es una micrografía electrónica de barrido que muestra el tejido de la montmorillonita.
Además de la caolinita, ilita y montmorillgibbsiteonita, otros minerales comunes de la arci-
lla que se encuentran generalmente son clorita, haloisita, vermiculita y atapulgita.
Las partículas de arcilla tienen una carga neta negativa en sus superficies. Éste es el resul-
tado de la sustitución isomorfa y de una ruptura en la continuidad de la estructura en sus bordes.

30
Figura 2.10 (a) Sílice tetraédrico, (b) lámina de sílice, (c) lámina de aluminio octaédrico, (d) lámina
octaédrica (gibbsita), (e) lámina de sílice gibsita elemental (después de Grim, 1959) (de Grim, “Physico-
Chemical Properties of Soils: Clay Minerals”, Journal of the Soil Mechanics and Foundations Division,
ASCE, Vol. 85, No. SM2, 1959, pp. 1–17. Con el permiso de ASCE)

Oxígeno
Hidroxilo
Aluminio
Silicio
Oxígeno
(a)
Silicio
(b)
Hidroxilo
(c) (d)
Aluminio
(e)

Figura 2.12 Micrografía electrónica de barrido que muestra el tejido de la montmorillonita
(Cortesía de David J. White, Iowa State University, Ames, Iowa)
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
Lámina de silicio
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
Lámina de silicio
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
Lámina de silicio
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
Lámina de silicio
nH2O y cationes intercambiables
(c)
(b)
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
Lámina de gibsita
Lámina de silicio
(a)
Espaciado
basal variable
desde 9.6 Å hasta
la separación
completa
7.2 Å
Potasio
10 Å
Figura 2.11 Diagrama de las estructuras de (a) caolinita; (b) ilita; (c) montmorillonita.

32
Grandes cargas negativas se derivan de superficies específicas mayores. También se producen
algunos sitios cargados positivamente en los bordes de las partículas. Una lista para el inverso
de la densidad media de la superficie de la carga negativa en la superficie de algunos minerales de
arcilla (Yong y Warkentin, 1966) es la siguiente:
Inverso de la densidad media
Mineral de arcilla superﬁcial de carga (Å2/carga electrónica)
Caolinita 25
Arcilla micácea y clorita 50
Montmorillonita 100
Vermiculita 75
En arcilla seca la carga negativa se compensa con cationes intercambiables, como Ca,
Mg, Na y K, rodeando las partículas sostenidos por la atracción electrostática. Cuando se
añade agua a la arcilla, estos cationes y un pequeño número de aniones flotan alrededor de las
partículas de arcilla. Esto se conoce como doble capa difusa (figura 2.13a). La concentración de
cationes disminuye con la distancia desde la superficie de la partícula (figura 2.13b).
Las moléculas de agua son polares. Los átomos de hidrógeno no están dispuestos de una ma-
nera simétrica alrededor de un átomo de oxígeno, sino que se producen en un ángulo de enlace de
105º. Como resultado de ello, una molécula de agua actúa como una pequeña varilla con una carga
positiva en un extremo y una carga negativa en el otro, esto se conoce como un dipolo.
El agua dipolar es atraída por la superficie cargada negativamente de las partículas de arcilla
y por los cationes en la capa doble. Los cationes, a su vez, son atraídos hacia las partículas del
suelo. Un tercer mecanismo por el cual el agua es atraída por las partículas de arcilla es el enlace
de hidrógeno, en el que los átomos de hidrógeno en las moléculas de agua son compartidos con
los átomos de oxígeno en la superficie de la arcilla. Algunos cationes de los poros parcialmente
hidratados en el agua también son atraídos a la superficie de las partículas de arcilla. Estos cationes
atraen moléculas de agua dipolares. La fuerza de atracción entre el agua y la arcilla disminuye con
la distancia desde la superficie de las partículas. Toda el agua que se unió a las partículas de arcilla
por la fuerza de atracción se conoce como agua de capa doble. A la capa más interna del agua de
+
+
+
+
+
+
+
−
+
+
+
+
+
+
−
+
+
+
−
+
−
−
+
−
+
+
−
+
+
−
−
+
−
+
−
+
+
−
−
−
−
−
−
−
Superficie de la
partícula de arcilla
(b)
Cationes
Aniones
Distancia desde la partícula de arcilla
Concentración
de
iones
(a)
Figura 2.13 Capa doble difusa

capa doble, que está unida con mucha fuerza por la arcilla, se le conoce como agua adsorbida.
Esta agua es más viscosa que el agua común. La orientación de agua alrededor de las partículas de
arcilla da a los suelos arcillosos sus propiedades plásticas.
2.13 Gravedad especíﬁca (Ge)
La gravedad específica de los sólidos del suelo se utiliza en diversos cálculos en mecánica de
suelos y se puede determinar con precisión en el laboratorio. La tabla 2.4 muestra la gravedad
específica de algunos minerales comunes que se encuentran en los suelos. La mayoría de los
minerales tienen una gravedad específica que cae dentro de un rango general de 2.6 a 2.9. El peso
específico de los sólidos de arena, que está compuesta principalmente de cuarzo, se puede estimar
en alrededor de 2.65 para suelos arcillosos y limosos, pudiendo variar desde 2.6 hasta 2.9.
2.14 Análisis mecánico de suelo
El análisis mecánico es la determinación de la gama de tamaños de partículas presentes en un
suelo, expresados como un porcentaje del peso seco total (o masa). Generalmente se utilizan
dos métodos para encontrar la distribución de tamaño de partícula de suelo: (1) análisis de ta-
miz para tamaños de partículas mayores de 0.075 mm de diámetro, y (2) análisis de hidrómetro
para tamaños de partículas más pequeñas que 0.075 mm de diámetro. Los principios básicos del
análisis de tamiz y el análisis de hidrómetro se describen a continuación.
Análisis de tamiz
El análisis de tamiz consiste en agitar la muestra de suelo a través de un conjunto de tamices que
tienen aberturas más pequeñas progresivamente. Los números estándar de tamiz y los tamaños
de las aberturas se dan en la tabla 2.5.
Los tamices utilizados para el análisis de suelos son generalmente de 203 mm de diámetro.
Para llevar a cabo un análisis granulométrico, uno debe primero secar al horno el suelo y luego
romper todos los grumos en pequeñas partículas. A continuación se agita el suelo a través de una
Tabla 2.4 Gravedad específica de los minerales más importantes
Mineral Gravedad especíﬁca, Ge
Cuarzo 2.65
Caolinita 2.6
Ilita 2.8
Montmorillonita 2.652.80
Haloisita 2.02.55
Feldespato de potasio 2.57
Feldespato de sodio y calcio 2.622.76
Clorita 2.62.9
Biotita 2.83.2
Muscovita 2.763.1
Hornblenda 3.03.47
Limonita 3.64.0
Olivino 3.273.37

34
Figura 2.14 Conjunto de tamices para una prueba en el laboratorio (Cortesía de Braja M. Das,
Henderson, Nevada)
Tabla 2.5 Tamaños estándar de tamices
0
5
7
.
4
4
0
5
3
.
3
6
0
6
3
.
2
8
0
0
0
.
2
0
1
0
8
1
.
1
6
1
0
5
8
.
0
0
2
0
0
6
.
0
0
3
5
2
4
.
0
0
4
0
0
3
.
0
0
5
0
5
2
.
0
0
6
0
8
1
.
0
0
8
0
5
1
.
0
0
0
1
6
0
1
.
0
0
4
1
8
8
0
.
0
0
7
1
5
7
0
.
0
0
0
2
3
5
0
.
0
0
7
2

pila de tamices con aberturas de tamaño decreciente de arriba abajo (se coloca una charola por
debajo de la pila). La figura 2.14 muestra un conjunto de tamices en un agitador utilizado para la
realización de la prueba en el laboratorio. El tamiz de tamaño más pequeño que se debe utilizar
para este tipo de prueba es el tamiz núm. 200. Después de agitar el suelo, se determina la masa de
suelo retenido en cada tamiz. Cuando se analizan los suelos cohesivos, romper los terrones en par-
tículas individuales puede ser difícil. En este caso el suelo se puede mezclar con agua para formar
una suspensión y después lavarse a través de los tamices. Las porciones retenidas en cada tamiz
se recogen por separado y se secan al horno antes de medir la cantidad recogida en cada tamiz.
Los siguientes son los pasos que sigue el procedimiento de cálculo para un análisis granu-
lométrico:
1. A partir de la criba superior se determina la masa de suelo retenido en cada tamiz (es decir,
M1, M2, …, Mn) y en la bandeja (es decir, Mp).
2. Se determina la masa total del suelo: M1 M2 … Mi … Mn Mp ∑M.
3. Se suma la masa acumulada de suelo retenida por encima de cada tamiz. Esto es M1 M2
… Mi.
4. La masa de suelo que pasa el tamiz i-ésimo es ∑M (M1 M2 … Mi).
5. El porcentaje de suelo que pasa el tamiz i-ésimo (o por ciento más fino) es
F
M 1M1 M2
p Mi 2
M
100
Una vez que se calcula el por ciento más fino para cada tamiz (paso 5), los cálculos se
representan en el papel de gráfico semilogarítmico (figura 2.15) con el por ciento más fino como
la ordenada (escala aritmética) y el tamaño de la abertura del tamiz como la abscisa (escala
logarítmica). Esta trama se conoce como curva de distribución de tamaño de partícula.
Análisis de hidrómetro
El análisis de hidrómetro se basa en el principio de la sedimentación de los granos del suelo en
agua. Cuando una muestra de suelo se dispersa en agua, las partículas se depositan a diferentes
Figura 2.15 Curva de distribución de tamaño de partícula
Tamaño de partícula (mm): escala logarítmica
Porcentaje
de
paso
100
80
60
40
20
0
0.5
1.0
10.0 5.0 0.05
0.1

36
velocidades, en función de su forma, tamaño y peso. Por simplicidad, se supone que todas las
partículas de suelo son esferas y que la velocidad de las partículas del suelo puede ser expresada
por la ley de Stokes, según la cual
(2.1)
v
rs rw
18h
D2
donde
v velocidad
rs densidad de las partículas del suelo
rw densidad del agua
h viscosidad del fluido
D diámetro de las partículas de suelo
Así, de la ecuación (2.1)
(2.2)
D
B
18hy
rs rw B
18h
rs rw B
L
t
donde y
distancia
tiempo
L
t
Observe que
rs Gerw (2.3)
En consecuencia, al combinar las ecuaciones (2.2) y (2.3) se obtiene
(2.4)
D
B
18h
1Gs 12rw B
L
t
Si las unidades de h son (g · s)/cm2, rw está en g/cm3, L en cm, t en min y D en mm, entonces
o
D
B
30h
1Gs 12rw B
L
t
D 1mm2
10 B
18h 31g # s2 /cm2
4
1Gs 12rw 1g/cm3
2 B
L 1cm2
t 1min2 60

Suponiendo que rw es aproximadamente igual a 1 g/cm3, se tiene
(2.5)
)
6
.
2
(
K
B
30h
1Gs 12
D (mm) K
B
L (cm)
t (min)
donde
Observe que el valor de K es una función de Ge y h, que son dependientes de la temperatura de
la prueba. La variación de K con la temperatura de la prueba y Ge se muestra en la tabla 2.6.
En el laboratorio, la prueba de hidrómetro se lleva a cabo en un cilindro de sedimentación
con 50 g de la muestra secada al horno. El cilindro de sedimentación tiene 457 mm de altura y
63.5 mm de diámetro. Está marcado para un volumen de 1000 ml. El hexametafosfato de sodio
se usa generalmente como agente dispersante. El volumen de la suspensión de suelo dispersa se
lleva hasta 1000 ml mediante la adición de agua destilada.
Cuando se coloca un hidrómetro tipo 152H ASTM (ASTM, 2010) en la suspensión de
suelo (figura 2.16) en un tiempo t, medido a partir del comienzo de la sedimentación, éste
mide la gravedad específica en las proximidades de su bulbo a una profundidad L. la gravedad
específica es una función de la cantidad de partículas presentes por unidad de volumen de sus-
pensión a esa profundidad. También en un tiempo t las partículas de suelo en suspensión a una
profundidad L tendrán un diámetro menor que D, tal como se calcula con la ecuación (2.5), y
las partículas más grandes se han asentado fuera de la zona de medición. Los hidrómetros están
diseñados para dar la cantidad de suelo, en gramos, que aún está en suspensión. Los indicadores
de humedad están calibrados para suelos que tienen una gravedad específica (Ge) de 2.65; para
los suelos de otra gravedad específica es necesario hacer correcciones.
Variación de K con Ge
Temperatura
Ge
(ºC) 2.50 2.55 2.60 2.65 2.70 2.75 2.80
17 0.0149 0.0146 0.0144 0.0142 0.0140 0.0138 0.0136
18 0.0147 0.0144 0.0142 0.0140 0.0138 0.0136 0.0134
19 0.0145 0.0143 0.0140 0.0138 0.0136 0.0134 0.0132
20 0.0143 0.0141 0.0139 0.0137 0.0134 0.0133 0.0131
21 0.0141 0.0139 0.0137 0.0135 0.0133 0.0131 0.0129
22 0.0140 0.0137 0.0135 0.0133 0.0131 0.0129 0.0128
23 0.0138 0.0136 0.0134 0.0132 0.0130 0.0128 0.0126
24 0.0137 0.0134 0.0132 0.0130 0.0128 0.0126 0.0125
25 0.0135 0.0133 0.0131 0.0129 0.0127 0.0125 0.0123
26 0.0133 0.0131 0.0129 0.0127 0.0125 0.0124 0.0122
27 0.0132 0.0130 0.0128 0.0126 0.0124 0.0122 0.0120
28 0.0130 0.0128 0.0126 0.0124 0.0123 0.0121 0.0119
29 0.0129 0.0127 0.0125 0.0123 0.0121 0.0120 0.0118
30 0.0128 0.0126 0.0124 0.0122 0.0120 0.0118 0.0117
Tabla 2.6

38
L
Centro de
gravedad del
bulbo del
hidrómetro
Figura 2.16 Definición de L en una prueba de hidrómetro
Variación de L con la lectura del hidrómetro (hidrómetro ASTM152-H)
0 16.3 26 12.0
1 16.1 27 11.9
2 16.0 28 11.7
3 15.8 29 11.5
4 15.6 30 11.4
5 15.5 31 11.2
6 15.3 32 11.1
7 15.2 33 10.9
8 15.0 34 10.7
9 14.8 35 10.6
10 14.7 36 10.4
11 14.5 37 10.2
12 14.3 38 10.1
13 14.2 39 9.9
14 14.0 40 9.7
15 13.8 41 9.6
16 13.7 42 9.4
17 13.5 43 9.2
18 13.3 44 9.1
19 13.2 45 8.9
20 13.0 46 8.8
21 12.9 47 8.6
22 12.7 48 8.4
23 12.5 49 8.3
24 12.4 50 8.1
25 12.2 51 7.9
Tabla 2.7

Al conocer la cantidad de suelo en suspensión, L y t, se puede calcular el porcentaje de
suelo por el peso más fino de un diámetro dado. Tenga en cuenta que L es la profundidad me-
dida desde la superficie del agua hasta el centro de gravedad del bulbo del hidrómetro en el que
se mide la densidad de la suspensión. El valor de L va a cambiar con el tiempo t y su variación
con las lecturas del hidrómetro se da en la tabla 2.7. El análisis de hidrómetro es eficaz para la
separación de fracciones del suelo hasta un tamaño de alrededor de 0.5 m.
En muchos casos los resultados del análisis de tamiz y del análisis de hidrómetro para las
fracciones más finas de un suelo dado se combinan en un gráfico, como el que se muestra en la
figura 2.17. Cuando se combinan estos resultados generalmente se produce una discontinuidad
en el intervalo donde se superponen. Esta discontinuidad se debe a que las partículas del suelo
son generalmente de forma irregular. El análisis de tamiz da las dimensiones intermedias de una
partícula; el análisis de hidrómetro da el diámetro de una esfera equivalente que pueda deposi-
tarse al mismo ritmo que la partícula del suelo.
Los porcentajes de grava, arena, limo, arcilla y partículas de tamaño de arcilla presentes
en un suelo pueden obtenerse a partir de la curva de distribución de tamaño de partícula. De
acuerdo con el Sistema Unificado de Clasificación de Suelos, el suelo de la figura 2.17 tiene los
siguientes porcentajes:
Grava (límites de mayor tamaño a 4.75 mm) 0%
Arena (límites de 4.75 a 0.075 mm de tamaño) por ciento más fino que 4.75 mm de
diámetro-por ciento más fino que 0.075 mm de diámetro 100 – 62 38%
Limo y arcilla (límites de tamaño menor de 0.075 mm) 62%
5
0
20
40
60
80
100
Tamiz
núm. 10 16 30 40 60 100 200
Limo y arcilla
Clasificación unificada
Arena
Análisis de tamiz
2 1 0.5 0.2 0.1 0.05
Diámetro de partícula (mm)
Por
ciento
más
fino
0.02 0.01 0.005 0.002 0.001
Análisis de tamiz
Figura 2.17 Curva de distribución de tamaño de partícula: análisis de tamiz y de hidrómetro

40
2.15 Tamaño efectivo, coeﬁciente de uniformidad
y coeﬁciente de gradación
La curva de distribución de tamaño de partícula (figura 2.18) puede ser utilizada para comparar
diferentes sólidos. A partir de estas curvas pueden determinarse también tres parámetros bási-
cos de suelos que se usan para clasificar granularmente los suelos. Estos tres parámetros son:
1. Tamaño efectivo
2. Coeficiente de uniformidad
3. Coeficiente de gradación
El diámetro en la curva de distribución de tamaño de partícula correspondiente al 10%
más fino se define como tamaño efectivo o D10. El coeficiente de uniformidad está dado por la
relación
(2.7)
Cu
D60
D10
donde
Cu coeficiente de uniformidad
D60 diámetro correspondiente al 60% más fino en la curva de distribución de tamaño
de partícula
El coeficiente de gradación puede ser expresado en la forma
(2.8)
Cc
D30
2
D60 D10
Tamaño de partícula (mm)
Por
ciento
más
fino
100
80
60
40
30
20
10
0
0.5 0.1 0.05
1
10 5
D30 D10
D60
Figura 2.18 Definición de D10, D30 y D60

2.15 Tamaño efectivo, coeﬁciente de uniformidad y coeﬁciente de gradación 41
donde
Cc coeficiente de gradación
D30 diámetro correspondiente al 30% más fino
La curva de distribución de tamaño de partícula muestra no sólo el rango de tamaño de
partícula presente en el suelo, sino la distribución de varios tamaños de partícula. En la figura 2.19
se muestran tres curvas, la curva I representa un tipo de suelo en el que la mayoría de los gra-
nos son del mismo tamaño. A esto se le denomina suelo pobremente clasificado. La curva II
representa un suelo en el que el tamaño de las partículas está distribuido en un amplio rango,
este tipo de suelo se denomina bien clasificado. Un suelo bien clasificado o gradado tiene un
coeficiente de uniformidad mayor que 4 para las gravas, 6 para las arenas y un coeficiente de
gradación entre 1 y 3 para gravas y arenas. Un suelo puede tener una combinación de dos o
más fracciones uniformemente gradadas. La curva III representa tal suelo que se denomina
brecha clasificada.
Ejemplo 2.1
A continuación se muestran los resultados de un análisis de tamiz:
0
4
6
.
1
2
0
1
5
.
9
4
0
2
6
.
2
0
1
0
4
1
.
9
8
0
6
6
.
5
9
0
0
1
4
.
0
6
0
0
2
2
.
1
3
n
a
P
Masa de suelo retenido
en cada tamiz (g)
Tamiz núm.
100
80
60
40
20
0
Por
ciento
más
fino
por
peso
I II III
2 1 0.5 0.2 0.1 0.05 0.02 0.01 0.005
Diámetro de partícula (mm)
Figura 2.19 Diferentes tipos de curva de distribución de tamaño de grano de partícula

42
a. Determine el porcentaje de finos en cada tamiz y grafique la curva de distribución de
tamaño de grano.
b. Determine D10, D30 y D60 para curva de distribución de tamaño de grano.
c. Calcule el coeficiente de uniformidad, Cu.
d. Calcule el coeficiente de gradación, Cc.
Solución
Inciso a
Puede prepararse la siguiente tabla para obtener el por ciento de fino.
4 4.75 0 0 100
10 2.00 21.6 21.6 95.2
20 0.850 49.5 71.1 84.2
40 0.425 102.6 173.7 61.4
60 0.250 89.1 262.8 41.6
100 0.150 95.6 358.4 20.4
200 0.075 60.4 418.8 6.9
Pan — 31.2 450 M
a
M col. 4
M
100
450 col. 4
450
100
Tamiz
núm.
(1)
Abertura
(mm)
(2)
Masa
retenida en
cada tamiz (g)
(3)
Por ciento
de finoa
(5)
Masa
acumulativa
sobre cada (g)
(4)
La curva de distribución de tamaño de partícula se muestra en la figura 2.20.
Diámetro de partícula (mm): escala logarítmica
Por
ciento
de
fino
100
80
60
40
20
0
0.1 0.06
10.0 3.0 1.0 0.3
D60 D30 D10
Figura 2.20

43
Inciso b
De la figura 2.20,
D60 0.41 mm
D30 0.185 mm
D10 0.09 mm
Inciso c
De la ecuación (2.7),
Cu
D60
D10
0.41
0.09
4.56
Inciso d
Cc
D2
30
D60 D10
(0.185)2
(0.41)(0.09)
0.93
Ejemplo 2.2
A continuación se dan los tamaños de grano característicos para un suelo:
Tamaño (mm)
0
0
1
5
2
4
.
0
0
9
3
3
0
.
0
0
8
8
1
0
.
0
0
7
1
0
.
0
0
6
2
6
0
0
.
0
0
5
5
3
0
0
.
0
0
4
8
1
0
0
.
0
5
3
1
0
0
.
0
Por ciento de fino
a. Dibuje la curva de distribución de tamaño de grano.
b. Determine los porcentajes de grava, arena, limo y arcilla de acuerdo al sistema MIT.
c. Repita el inciso b usando el sistema USDA.
d. Repita el inciso b usando el sistema AASHTO.
Solución
Inciso a
La curva de distribución de tamaño de grano se muestra en la figura 2.21.
2.15 Tamaño efectivo, coeﬁciente de uniformidad y coeﬁciente de gradación

44
Inciso b
De la gráfica mostrada en la figura 2.21,
Paso 2 mm 100%
Paso 0.06 mm 95%
Paso 0.002 mm 42%
Por lo que,
Grava: 0%
Arena: 100% – 95% 5%
Limo: 95% 42% 53%
Arcilla: 42% 0% 42%
Tamaño de grano (mm): escala logarítmica
96% 95% 94%
42%
0.002 mm
0.05 mm
0.06 mm
0.075 mm
Por
ciento
de
paso
(%)
100
80
60
40
20
0
0.003 0.001
1.0 3.0 0.1 0.01
0.03
Figura 2.21
Inciso c
Paso 2 mm 100%
Paso 0.05 mm 94%
Paso 0.002 mm 42%
Por lo que,
Grava: 0%
Arena: 100% – 94% 6%
Limo: 94% – 42% 52%
Arcilla: 42% – 0% 42%

2.16 Forma de la partícula 45
2.16 Forma de la partícula
La forma de las partículas presentes en la masa de un suelo tiene la misma importancia que la
distribución de tamaño de partícula debido a su influencia significativa en las propiedades físi-
cas de un suelo determinado. Sin embargo, no se presta demasiada atención a la forma de la
partícula debido a que es más difícil de medir. La forma de la partícula, en general, puede divi-
dirse en tres categorías de importancia:
1. Voluminosa
2. Escamosa
3. Nodulosa
Las partículas voluminosas se forman en su mayoría por intemperismo mecánico. Los
geólogos utilizan términos como angular, subangular, subredondeada y redondeada para des-
cribir la forma de las partículas voluminosas. Estas formas se muestran cualitativamente en la
figura 2.22. Pequeñas partículas de arena localizadas cerca de su lugar de origen generalmente
Inciso d
Paso 2 mm 100%
Paso 0.075 mm 96%
Paso 0.002 mm 42%
Por lo que,
Grava: 0%
Arena: 100% – 96% 4%
Limo: 96% – 42% 54%
Arcilla: 42% – 0% 42%
Figura 2.22 Forma de las partículas voluminosas (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)
ANGULAR SUBANGULAR
SUBREDONDEADA REDONDEADA

46
son muy angulares. Las partículas de arena acarreadas por el viento y el agua por grandes
distancias pueden tener una forma que va de subredondeada a redondeada. La forma de las par-
tículas granulares en la masa de un suelo tienen una gran influencia en las propiedades físicas
del suelo, como los radios anulares máximos y mínimos, los parámetros de resistencia al corte,
compresibilidad, etcétera.
Las partículas escamosas tiene una baja esfericidad, generalmente 0.01 o menos. Estas
partículas son predominantemente minerales de arcilla.
Las partículas nodulares son mucho menos comunes que los otros dos tipos de partículas.
Ejemplos de suelos que contienen partículas nodulares son algunos tipos de depósitos de coral
y arcillas de atapulgita.
2.17 Resumen
En este capítulo analizamos el ciclo de las rocas, el origen del suelo por intemperismo o meteo-
rización, la distribución de tamaño de partícula en la masa de un suelo, la forma de las partículas
y los minerales de arcilla. Algunos puntos importantes incluyen lo siguiente:
1. Las rocas pueden clasificarse dentro de tres categorías: (a) ígneas, (b) sedimentarias y
(c) metamórficas.
2. Los suelos se forman por el intemperismo químico o mecánico de las rocas.
3. Con base en el tamaño de las partículas de suelo, éste puede clasificarse como grava, arena,
limo o arcilla.
4. Las arcillas son en su mayoría partículas escamosas microscópicas o submicroscópicas de
mica.
5. Los minerales de arcilla son silicatos de aluminio complejos que desarrollan plasticidad
cuando se mezclan con una cantidad limitada de agua.
6. El análisis mecánico es un proceso para determinar el rango de tamaño de partículas pre-
sentes en la masa de un suelo. El análisis de tamiz y de hidrómetro son dos pruebas utiliza-
das en el análisis mecánico de suelos.
Problemas
2.1 A continuación se muestran los resultados de un análisis de tamiz:
en cada tamiz (g)
Tamiz núm.
0
4
5
.
8
1
0
1
2
.
3
5
0
2
5
.
0
9
0
4
8
.
1
8
0
6
2
.
2
9
0
0
1
5
.
8
5
0
0
2
5
.
6
2
n
a
p
a. Determine el por ciento de fino en cada tamaño de tamiz y grafique una curva de
distribución de tamaño de grano.
b. Determine D10, D30 y D60 a partir de la curva de distribución de tamaño de grano.

Problemas 47
c. Calcule el coeficiente de uniformidad Cu.
d. Calcule el coeficiente de gradación Cc.
2.2 Para un suelo, dados:
D10 0.08 mm
D30 0.22 mm
D60 0.41 mm
Calcule el coeficiente de uniformidad y el coeficiente de gradación del suelo.
2.3 Repita el problema 2.2 para los siguientes datos:
D10 0.24 mm
D30 0.82 mm
D60 1.81 mm
2.4 Repita el problema 2.1 con los siguientes resultados de un análisis de tamiz:
en cada tamiz (g)
Tamiz núm.
0
4
0
6
0
0
1
1
.
9
0
2
40 249.4
60 179.8
7
.
2
2
0
0
1
5
.
5
1
0
0
2
5
.
3
2
n
a
p
2.5 Repita el problema 2.1 con los siguientes resultados de un análisis de tamiz:
0
4
4
4
0
1
6
5
0
2
2
8
0
4
1
5
0
6
80 106
2
9
0
0
1
5
8
0
0
2
5
3
n
a
p
en cada tamiz (g)
Tamiz núm.
2.6 A continuación se dan las características de las partículas de un suelo. Dibuje la curva de
distribución del tamaño de las partículas y encuentre los porcentajes de grava, arena, limo
y arcilla de acuerdo con el sistema MIT (tabla 2.3).
Tamaño (mm) Por ciento más fino
0
.
0
0
1
0
5
8
.
0
1
.
2
9
5
2
4
.
0
8
.
5
8
0
5
2
.
0
3
.
7
7
0
5
1
.
0

48
0.075 62.0
0.040 50.8
0.020 41.0
0.010 34.3
0.006 29.0
0.002 23.0
Tamaño (mm) Por ciento más fino
2.7 Repita el problema 2.6 de acuerdo con el sistema USDA (tabla 2.3).
2.8 Repita el problema 2.6 de acuerdo con el sistema AASHTO (tabla 2.3).
2.9 En una prueba de hidrómetro los resultados son los siguientes: Ge 2.60, temperatura del
agua 24º, lectura del hidrómetro 43 después de 60 minutos de iniciada la sedimen-
tación. ¿Cuál es el diámetro, D, de las partículas de tamaño más pequeño que se asientan
más allá de la zona de medición en este tiempo (esto es, t 60 min)?
2.10 Repita el problema 2.9 con los siguientes valores: Ge 2.70, temperatura del agua 23º,
t 120 min, lectura del hidrómetro 25.
Referencias
American Society For Testing and Materials (2010). ASTM Book of Standards, Vol. 04.08, West
Conshohocken, PA.
Bowen, N. L. (1922). “The Reaction Principles in Petrogenesis,” Journal of Geology, Vol. 30,177–198.
Grim, R. E. (1953). Clay Mineralogy, McGraw-Hill, New York.
Grim, R. E. (1959). “Physico-Chemical Properties of Soils: Clay Minerals,” Journal of the Soil Mechanics
and Foundations Division, ASCE, Vol. 85, No. SM2, 1–17.
Yong, R. N., and Warkentin, B. P. (1966). Introduction of Soil Behavior, Macmillan, New York.

3.1 Introducción
En el capítulo 2 se discutieron los procesos físicos por los que se forman los suelos, así como
el parámetro de su tamaño. En el ambiente, el suelo se compone de materia en estado sólido,
líquido y gaseoso. Es importante conocer el volumen de vacíos en un suelo dado y su contenido
de humedad para determinar su peso unitario en el campo. Este capítulo describe las relaciones
de peso-volumen para suelos, es decir, las relaciones entre unidad de peso, relación de vacíos,
porosidad, contenido de humedad y la gravedad específica de sólidos del suelo. Hablamos de
minerales de arcilla en el capítulo 2. La presencia de minerales de arcilla en un suelo afecta sus
propiedades físicas, tales como la permeabilidad (es decir, el flujo de agua a través del suelo),
compresión y la fuerza de corte. En la última parte de este capítulo vamos a discutir la consis-
tencia arcillosa del suelo, que es su comportamiento con el cambio en el contenido de humedad.
Esta consistencia de suelo de arcilla es un parámetro necesario para la clasificación del suelo
(capítulo 4).
3.2 Relaciones peso-volumen
La figura 3.1a muestra un elemento de suelo de volumen V y el peso W, ya que existiría en un
estado natural. Para desarrollar las relaciones de peso-volumen, separamos las tres fases, es
decir, sólido, agua y aire, como se muestra en la figura 3.1b. Por lo tanto, el volumen total de
una muestra de suelo dado puede ser expresado como
V Vs Vv Vs Vw Va (3.1)
donde
Vs volumen de sólidos del suelo
Vv volumen de vacíos
Vw volumen de agua en los vacíos
Va volumen de aire en los vacíos
C A P Í T U L O 3
Relaciones
peso-volumen y plasticidad
49

Capítulo 3: Relaciones peso-volumen y plasticidad
50
Suponiendo que el peso del aire es insignificante, podemos dar el peso total de la muestra como
W Ws Ww (3.2)
donde
Ws peso de sólidos del suelo
Ww peso del agua
Relaciones de volumen
Las relaciones de volumen de uso común para las tres fases en un elemento de suelo son la
relación de vacíos, la porosidad y el grado de saturación. La relación de vacíos (e) se define
como la razón del volumen de vacíos al volumen de sólidos, o
(3.3)
e
Vv
Vs
La porosidad (n) se define como la razón del volumen de vacíos al volumen total, o
(3.4)
n
Vv
V
El grado de saturación (S) se define como la razón del volumen de agua al volumen de vacíos, o
(3.5)
S
Vw
Vv
El grado de saturación se expresa habitualmente como un porcentaje.
Figura 3.1 (a) Elemento de suelo en estado natural; (b) tres fases del elemento de suelo
Peso
total
= W
Volumen
total
= V
Ww
Ws
W
Vw
Vs
Va
Vv
V
Aire
)
b
(
)
a
(
Agua
γw
Sólido
Gsγw

La relación entre la proporción de vacíos y porosidad se puede deducir de las ecuaciones
(3.1), (3.3) y (3.4), como sigue:
(3.6)
e
Vv
Vs
Vv
V Vv
a
Vv
V
b
1 a
Vv
V
b
n
1 n
También, de la ecuación (3.6), tenemos
(3.7)
n
e
1 e
Relaciones de peso
Las relaciones de peso comunes son el contenido de humedad y el peso unitario. El contenido
de humedad (w) también se conoce como contenido de agua y se define como la razón del peso
de agua al peso de los sólidos en un volumen dado de suelo, o
(3.8)
w
Ww
Ws
El peso unitario (g) es el peso del suelo por unidad de volumen:
(3.9)
g
W
V
El peso unitario también se puede expresar en términos del peso de sólidos del suelo, contenido
de humedad y el volumen total. De las ecuaciones (3.2), (3.8) y (3.9), tenemos
(3.10)
g
W
V
Ws Ww
V
Ws c1 a
Ww
Ws
b d
V
Ws(1 w)
V
Los ingenieros de suelos a veces se refieren a la unidad de peso definida por la ecuación (3.9)
como la unidad de peso húmedo.
En ocasiones es necesario conocer el peso por unidad de volumen de suelo excluyendo el
agua. Esto se conoce como peso unitario, gd. Por lo tanto,
(3.11)
gd
Ws
V
De las ecuaciones (3.10) y (3.11), se puede obtener la relación entre peso unitario, peso unitario
seco y contenido de humedad
(3.12)
gd
g
1 w
El peso unitario se expresa en kilonewtons por metro cúbico (kN/m3). Ya que el newton
es una unidad derivada, a veces puede ser conveniente trabajar con densidades (r) de suelo. La

52
unidad de densidad SI es el kilogramo por metro cúbico (kg/m3). Podemos escribir las ecuacio-
nes de densidad [similares a las ecuaciones (3.9) y (3.11)] como
(3.13)
y
(3.14)
rd
ms
V
r
m
V
donde
r densidad de suelo (kg/m3)
rd densidad seca del suelo (kg/m3)
m masa total de la muestra de suelo (kg)
ms masa de sólidos del suelo de la muestra (kg)
La unidad de volumen total, V, es el m3.
Los pesos unitarios de suelo en kN/m3 pueden obtenerse a partir de las densidades en kg/m3
como
(3.15)
y
(3.16)
gd
rd
# g
1000
9.81rd
1000
g
r # g
1000
9.81r
1000
donde g aceleración de la gravedad 9.81 m/s2.
3.3 Relaciones entre peso unitario, relación de vacíos,
contenido de humedad y gravedad especíﬁca
Para obtener una relación entre peso unitario (o densidad), relación de vacíos y contenido de
humedad, considere un volumen de suelo en el que el volumen de los sólidos del suelo es 1,
como se muestra en la figura 3.2. Si el volumen de los sólidos del suelo es 1, entonces el volu-
men de vacíos es numéricamente igual a la relación de vacíos, e [de la ecuación (3.3)]. Los pesos
de sólidos del suelo y el agua pueden darse como
Ww wWs wGsgw
Ws Gsgw
donde
Gs gravedad específica de sólidos del suelo
w contenido de humedad
gw unidad de peso de agua

3.3 Relaciones entre peso unitario, relación de vacíos, contenido de humedad y gravedad especíﬁca 53
El peso unitario del agua es 9.81 kN/m3. Ahora, utilizando las definiciones de peso unitario y
peso unitario seco [ecuaciones (3.9) y (3.11)], podemos escribir
(3.17)
y
(3.18)
gd
Ws
V
Gsgw
1 e
g
W
V
Ws Ww
V
Gsgw wGsgw
1 e
(1 w)Gsgw
1 e
Puesto que el peso de agua en el elemento de suelo bajo consideración es wGsgw, el vo-
lumen ocupado por que es
Vw
Ww
gw
wGsgw
gw
wGs
Por lo tanto, a partir de la definición del grado de saturación [ecuación (3.5)], tenemos que
o
(3.19)
Se wGs
S
Vw
Vv
wGs
e
Ésta es una ecuación muy útil para resolver problemas que implican relaciones de tres fases.
Figura 3.2 Tres fases separadas de una muestra de suelo con volumen de sólidos de suelo igual a 1
Ww = wGsγw
W
Vw = wGs
Vs = 1
Vv = e
V = 1 + e
Aire
en
m
u
l
o
V
Peso
Ws = Gsγw
Agua
Sólido

54
Si la muestra de suelo está saturada, los espacios vacíos se llenan completamente con
agua (figura 3.3), la relación de peso unitario saturado se puede deducir de una manera similar:
(3.20)
gsat
W
V
Ws Ww
V
Gsgw egw
1 e
(Gs e)gw
1 e
donde γsat peso unitario saturado del suelo.
Como se ha mencionado, debido a que es conveniente trabajar con densidades, las si-
guientes ecuaciones [similares a las relaciones de peso unitario dadas en las ecuaciones (3.17),
(3.18) y (3.20)] son útiles:
(3.21)
(3.22)
(3.23)
Densidad saturada rsat
(Gs e)rw
1 e
Densidad seca rd
Gsrw
1 e
Densidad r
(1 w)Gsrw
1 e
donde rw densidad del agua 1000 kg/m3.
Algunos valores típicos de la relación de vacíos, el contenido de humedad en una condición
saturada y el peso unitario seco para los suelos en un estado natural se dan en la tabla 3.1.
Figura 3.3 Elemento de suelo saturado con un volumen de sólidos de suelo igual a 1
Ww = eγw
W
Vv = Vw = e
V = 1 + e
en
m
u
l
o
V
Peso
Ws = Gsγw Vs = 1
Agua
Sólido

3.4 Relaciones entre peso unitario, porosidad
y contenido de humedad
Las relaciones entre peso unitario, porosidad y contenido de humedad se pueden desarrollar
de una manera similar a la presentada en la sección anterior. Considere un suelo que tiene un
volumen total igual a 1, como se muestra en la figura 3.4. De la ecuación (3.4),
n
Vv
V
Figura 3.4 Elemento de suelo con un volumen total igual a 1
Vs = 1 – n
V = 1
Ww = wGsγw(1 – n)
Ws = Gsγw(1 – n)
Vv = n
Aire
Volumen
Peso
Agua
Sólido
Relación de vacíos, contenido de humedad y peso unitario seco para algunos tipos de suelo
Tipo de suelo
0.8 30 14.5
0.45 16 18
0.65 25 16
0.4 15 19
7
1
1
2
6
.
0
5
.
4
1
–
5
.
1
1
0
5
–
0
3
4
.
1
–
9
.
0
5
.
3
1
5
2
9
.
0
8
–
6
0
2
1
–
0
9
2
.
3
–
5
.
2
1
2
0
1
3
.
0
Contenido natural
de humedad en
un estado
saturado (%)
Tabla 3.1
Arena uniforme floja
Arena uniforme densa
Arena limosa angular de grano flojo
Arena limosa angular de grano denso
Arcilla dura
Arcilla blanda
Loess
Arcilla orgánica suave
Cajón glacial
en estado natural
Relación
de vacíos, e
Peso unitario
seco, Gd
(kN/m3
)

56
Si V es igual a 1, a continuación Vv es igual a n, de modo que Vs 1 n. Entonces el peso de
sólidos del suelo (Ws) y el peso de agua (Ww) se puede expresar de la siguiente manera:
(3.24)
(3.25)
Ww wWs wGsgw(1 n)
Ws Gsgw(1 n)
Por lo tanto, el peso específico seco es igual a
(3.26)
gd
Ws
V
Gsgw(1 n)
1
Gsgw(1 n)
El peso unitario húmedo es igual a
(3.27)
g
Ws Ww
V
Gsgw(1 n)(1 w)
La figura 3.5 presenta una muestra de suelo que está saturado y tiene V 1. De acuerdo
con esta figura,
(3.28)
gsat
Ws Ww
V
(1 n)Gsgw ngw
1
[(1 n)Gs n]gw
El contenido de humedad de una muestra de suelo saturado se puede expresar como
(3.29)
w
Ww
Ws
ngw
(1 n)gwGs
n
(1 n)Gs
Figura 3.5 Elemento de suelo saturado con un volumen total igual a 1
Vs = 1 – n
V = 1
Volumen
Peso
Agua
Sólido
Ww = nγw
Ws = Gsγw(1 – n)
Vv = Vw = n

Ejemplo 3.1
Un suelo húmedo tiene estos valores: V 7.08 103 m3, m 13.95 kg, w 9.8% y
Gs 2.66.
Determine lo siguiente:
a. r b. rd c. e
d. n e. S(%) f. Volumen ocupado por agua
Solución
Inciso a
r
m
V
13.95
7.08 10 3
1970.3 kg/m3
Inciso b
rd
r
1 w
1970.3
1 a
9.8
100
b
1794.4 kg/m3
Inciso c
e
(2.66)(1000)
1794.4
1 0.48
e
Gsrw
rd
1
Inciso d
n
e
1 e
0.48
1 0.48
0.324
Inciso e
S(%) a
wGs
e
b(100)
(0.098)(2.66)
0.48
(100) 54.3%
Inciso f
La masa del sólido es
ms
m
1 w
13.95
1 0.098
12.7 kg

58
Por tanto, la masa de agua es
mw m ms 13.95 12.7 1.25 kg
El volumen de agua es
Vw
mw
rw
1.25
1000
0.00125 m3
Ejemplo 3.2
En estado natural, un suelo húmedo tiene un volumen de 0.3 m3 y pesa 5500 N. El peso seco
del suelo es 4911 N. Si Gs 2.74, calcule el contenido de humedad, el peso unitario húme-
do, peso unitario seco, relación de vacíos, porosidad y grado de saturación.
Solución
Consulte la figura 3.6. El contenido de humedad [ecuación (3.8)] es
w
Ww
Ws
W Ws
Ws
5500 4911
4911
589
4911
100 12.0%
La unidad de peso húmedo [ecuación (3.9)] es
g
W
V
5500
0.3
18,333 N/m3
18.33 kN/m3
Ww = 589
W = 5500
Vw =
0.06
Vs = 0.1827
Vv =
0.1173
V = 0.3
Aire
m
(
Volumen
)
N
(
Peso 3)
Ws = 4911
Agua
Sólido
Figura 3.6

Para el peso unitario seco [ecuación (3.11)], tenemos
gd
Ws
V
4911
0.3
16 370 N/m3
16.37 kN/m3
La relación de vacíos [ecuación (3.3)] es determinada de la siguiente manera:
Vv V Vs 0.3 0.1827 0.1173 m3
Vs
Ws
Gsgw
4.911 kN
2.74 9.81
0.1827 m3
e
Vv
Vs
así
e
0.1173
0.1827
0.64
Para la porosidad [ecuación (3.7)] tenemos:
n
e
1 e
0.64
1 0.64
0.39
El grado de saturación [ecuación (3.5)], se determina como sigue:
Vw
Ww
gw
0.589 kN
9.81
0.06 m3
S
Vw
Vv
así
S
0.06
0.1173
100 51.2%
Ejemplo 3.3
Una muestra representativa de suelo recogida en el campo pesa 1.8 kN y tiene un volumen
de 0.1 m3. El contenido de humedad determinado en el laboratorio es de 12.6%. Dada Gs
2.71, encuentre lo siguiente:
a. Peso unitario húmedo
b. Peso unitario seco
c. Relación de vacíos
d. Porosidad
e. Grado de saturación

60
Ejemplo 3.4
Un suelo saturado tiene un peso unitario seco de 16.2 kN/m3. Su contenido de humedad es
del 20%. Determine: (a) γsat, (b) Gs y (c) e.
Solución
Inciso a: Peso unitario saturado
De la ecuación (3.12)
gsat gd(1 w) (16.2) a1
20
100
b 19.44 kN/m3
Inciso b: Gravedad especíﬁca, Gs
gd
Gsgw
1 e
Solución
Inciso a: Peso unitario húmedo
g
W
V
1.8 kN
0.1 m3
18 kN/m3
Inciso b: Peso unitario seco
gd
g
1 w
18
1
12.6
100
15.99 kN/m3
Inciso c: Relación de vacíos
o
e
Gsgw
gd
1
(2.71)(9.81)
15.99
1 0.66
gd
Gsgw
1 e
Inciso d: Porosidad
n
e
1 e
0.66
1 0.66
0.398
Inciso e: Grado de saturación
S
Vw
Vv
wGs
e
(0.126)(2.71)
0.66
100 51.7%

También, de la ecuación 3.19, para suelos saturados, e wGs. Por tanto
gd
Gsgw
1 wGs
Así,
o
Gs 2.465 2.47
16.2 3.24Gs 9.81Gs
16.2
Gs(9.81)
1 (0.20)Gs
Inciso c: Relación de vacíos, e
Para sólidos saturados
e wGs (0.2)(2.47) 0.49
Ejemplo 3.5
Los siguientes datos se dan en un suelo: porosidad 0.45, gravedad específica de los sólidos
del suelo 2.68 y contenido de humedad 10%. Determine la masa de agua que debe
agregarse a 10 m3 de tierra para la saturación completa.
Solución
De la ecuación (3.6) tenemos
e
n
1 n
0.45
1 0.45
0.82
La densidad húmeda de suelo [ecuación (3.21)] es
r
(1 w)Gsrw
1 e
(1 0.1)2.68 1000
1 0.82
1619.8 kg/m3
La densidad saturada de suelo [ecuación (3.23)] es
rsat
(Gs e)rw
1 e
(2.68 0.82)1000
1 0.82
1923 kg/m3
La masa de agua necesaria por metro cúbico es
rsat r 1923 1619.8 303.2 kg
Por lo tanto, la masa total de agua que debe añadirse es
303.2 10 3032 kg

62
3.5 Densidad relativa
El término densidad relativa se utiliza comúnmente para indicar la densidad in situ o soltura de
suelo granular. Se define como
(3.30)
Dr
emáx e
emáx emín
donde
Dr densidad relativa, por lo general expresada en porcentaje
e relación de vacíos in situ del suelo
emáx proporción de vacíos del suelo en la condición más suelta
emín proporción de vacíos del suelo en la condición más densa
Los valores de Dr pueden variar desde un mínimo de 0 para el suelo muy suelto, a un
máximo de 1 para el suelo muy denso. Los ingenieros de suelos describen cualitativamente los
depósitos de suelos granulares según sus densidades relativas, como se muestra en la tabla 3.2.
Mediante el uso de la definición de peso unitario seco dado en la ecuación (3.18), po-
demos expresar la densidad relativa en términos de pesos unitarios secos posibles máximos y
mínimos. Por lo tanto,
(3.31)
Dr
c
1
gd(mín)
d c
1
gd
d
c
1
gd(mín)
d c
1
gd(máx)
d
c
gd gd(mín)
gd(máx) gd(mín)
d c
gd(máx)
gd
d
donde
γd(mín) peso unitario seco en la condición más floja (en una relación de vacíos de emáx)
γd peso unitario seco in situ (en una relación de vacíos de correo)
γd(máx) peso unitario seco en la condición más densa (en una relación de vacíos de emín)
Cubrinovski e Ishihara (2002) estudiaron la variación de emáx y emín para un número muy
grande de suelos. Con base en las líneas de regresión lineal de ajuste óptimo, se proporcionan
las siguientes relaciones.
• Arena limpia (Fc 0 a 5%)
emáx 0.072 1.53 emín (3.32)
Descripción cualitativa de depósitos granulares de suelo
Densidad relativa (%) Descripción del depósito de suelo
0–15 Muy suelto
15–50 Suelto
50–70 Medio
70–85 Denso
85–100 Muy denso
Tabla 3.2

3.5 Densidad relativa 63
• Arena con finos (5 Fc 15%)
emáx 0.25 1.37 emín (3.33)
• Arena con finos y arcilla (15 Fc 30%; Pc 5 a 20%)
emáx 0.44 1.21 emín (3.34)
donde
Fc fracción fina para tamaño de grano menor que 0.075 mm
Pc fracción de arcilla de tamaño ( 0.005 mm)
Miura et al. (1997) determinaron los máximos y mínimos en relaciones de vacíos de un
gran número de muestras de arena limpia. Basándose en estos resultados de prueba, se observó
que (figura 3.7)
(3.35)
emáx 1.62emín
Comparando las ecuaciones (3.32) y (3.35), es razonable suponer
(3.36)
emáx 1.6emín
Cubrinovski e Ishihara (1999, 2002) también estudiaron la variación de emáx y emín con el tama-
ño de grano medio (D50) y recomendaron la siguiente correlación:
(3.37)
emáx emín 0.23
0.06
D50 (mm)
Figura 3.7 Resultados de las pruebas de Miura et al. (1997). Gráfica de emáx vs. emín para arena limpia
1.5
0.5
1.0
2.0
0.2
e
máx
0.5
0.2 1.0 1.5 2.0
emín
Muestra natural
Muestra uniforme
Muestra graduada
emáx emín
emáx 1.62 emín

64
Ejemplo 3.6
Resultados de las pruebas de laboratorio de una muestra de arena limpia son emáx 0.81,
Gs 2.68. La misma arena es compactada en el campo a un peso unitario en seco de
15.68 kN/m3. Estime la densidad relativa de la compactación en el campo.
Solución
emín
emáx
1.6
0.81
1.6
0.506
También, de la ecuación (3.18)
gd
Gsgw
1 e
Por lo tanto
e
Gsgw
gd
1
(2.68)(9.81)
15.68
1 0.677
Dr(%)
emáx e
emáx emín
100
0.81 0.677
0.81 0.506
100 43.75%
3.6 Consistencia del suelo
Cuando los minerales de arcilla están presentes en el suelo de grano fino, el suelo se puede remo-
ver en presencia de algo de humedad sin que se desmorone. Esta naturaleza cohesiva se debe al
agua adsorbida que rodea a las partículas de arcilla. En 1900, un científico sueco llamado Albert
Mauritz Atterberg desarrolló un método para describir la consistencia de los suelos de grano
fino con diferentes contenidos de humedad. Con un contenido de humedad muy bajo, el suelo se
comporta más como un sólido quebradizo. Cuando el contenido de humedad es muy alto, el suelo
y el agua pueden fluir como un líquido. Por lo tanto, sobre una base arbitraria, dependiendo del
contenido de humedad, la naturaleza del comportamiento del suelo puede ser dividido en cuatro
estados básicos: sólido, semisólido, plástico y líquido, como se muestra en la figura 3.8.
Figura 3.8 Límites de Atterberg
Sólido
Límite de
contracción
Límite
plástico
Límite
líquido
Incremento del
contenido
de humedad
Semisólido Plástico Líquido

El contenido de humedad, expresado en porcentaje, en el que se lleva a cabo la transición
del estado sólido al estado semisólido se define como el límite de contracción. El contenido de
humedad en el punto de transición del estado semisólido al estado plástico es el límite plástico,
y del estado plástico al estado líquido es el límite líquido. Estos límites son también conocidos
como límites de Atterberg.
Límite líquido (LL)
En la figura 3.9a se muestra el diagrama esquemático (vista lateral) de un dispositivo de límite
líquido. Este dispositivo consiste en una copa de latón y una base de goma dura. La copa de latón
se puede soltar sobre la base por una leva operada por una manivela. Para la prueba de límite lí-
quido, se coloca una pasta de suelo en la copa y se hace un corte en el centro de la pasta de suelo,
usando la herramienta de ranurado estándar (figura 3.9b). Entonces la copa se eleva con la leva
accionada por la manivela y se deja caer desde una altura de 10 mm. El contenido de humedad,
en porcentaje, necesario para cerrar una distancia de 12.7 mm a lo largo de la parte inferior de la
ranura (ver las figuras 3.9c y 3.9d) después de 25 golpes se define como el límite líquido. La figura
3.10 muestra la fotografía de un dispositivo de límite líquido y una herramienta de ranurado.
El procedimiento para la prueba de límite líquido dada en ASTM es la Designación ASTM
D-4318. Es difícil ajustar el contenido de humedad en el suelo para satisfacer el cierre requerido de
12.7 mm de la ranura en la pasta de suelo con 25 golpes. Por lo tanto, al menos se realizan cuatro
pruebas para el mismo suelo con un contenido variable de humedad para determinar el número de
golpes N, que varía entre 15 y 35, necesario para lograr el cierre. El contenido de humedad
del suelo en porcentaje y el correspondiente número de golpes se representan gráficamente en
papel cuadriculado semilogarítmico (figura 3.11). La relación entre el contenido de humedad y
log N es casi como una línea recta. Esto se conoce como curva de flujo. El contenido de humedad
correspondiente a N 25, determinado a partir de la curva de flujo, da el límite líquido del suelo.
Otro método para la determinación del límite líquido, que es popular en Europa y Asia,
es el método cono de penetración (British Standard—BS1377). En esta prueba el límite líquido se
define como el contenido de humedad en la que un cono estándar de ángulo de vértice 30º y
un peso de 0.78 N (80 gf) penetra una distancia d 20 mm en 5 segundos cuando se deja caer
desde una posición de punto de contacto con la superficie del suelo (figura 3.12a). Debido a la
dificultad para conseguir el límite de líquido de una sola prueba, pueden llevarse a cabo cuatro o
más pruebas con diferentes contenidos de humedad para determinar la penetración del cono, d.
Entonces se puede representar una gráfica semilogarítmica con un contenido de hume-
dad (w) frente a la penetración del cono d. Los resultados de la trama en una línea recta. El con-
tenido de humedad correspondiente a d 20 mm es el límite líquido (figura 3.12b). La figura
3.13 es la fotografía de un aparato de cono de penetración.
Límite plástico (PL)
El límite plástico se define como el contenido de humedad, en porcentaje, en el que el suelo al
enrollarse en hilos de 3.2 mm de diámetro se desmorona. El límite plástico es el límite inferior del
escenario plástico del suelo. La prueba es simple y se realiza mediante rodados repetidos por parte
de una masa de tierra de tamaño elipsoidal sobre una placa de vidrio esmerilado (figura 3.14).
El índice de plasticidad (PI) es la diferencia entre el límite líquido y el límite plástico de
un suelo, o
(3.38)
PI LL PL
El procedimiento para la prueba de límite plástico se da en la norma ASTM, Designación
ASTM D-4318.

66
Figura 3.9 Prueba de límite líquido: (a) dispositivo de límite líquido, (b) herramienta de ranurado,
(c) porción de suelo antes de la prueba, (d) porción de suelo después de la prueba
27° 11 mm 2 mm
8
mm
(b)
(a)
50 mm
27 mm
46.8 mm
54 mm
Suelo
8 mm
11
mm
2 mm
12.7 mm
)
d
(
)
c
(
Sección
Plan

Al igual que en el caso de la determinación del límite líquido, el método de penetración
de cono se puede utilizar para obtener el límite plástico. Esto se puede lograr mediante el uso de
un cono de geometría similar, pero con una masa de 2.35 N (240 gf). Se llevan a cabo de tres a
cuatro pruebas con diferentes contenidos de humedad del suelo y se determinan las penetracio-
Figura 3.10 Dispositivo de límite líquido y herramienta de ranurado (Cortesía de Braja M. Das, Hen-
derson, Nevada)
Figura 3.11 Curva de flujo para la determinación del límite líquido de una arcilla limosa
50
40
30
Contenido
de
humedad
(%)
0
3
0
2
0
1 25 40 50
Número de golpes, N
Límite líquido = 42
Curva de flujo

68
nes de cono correspondientes (d). El contenido de humedad que corresponde a una penetración
de cono de d 20 mm es el límite plástico. La figura 3.15 muestra la determinación de los
límites líquido y plástico de Cambridge Gault para arcilla reportado por Worth y Wood (1978).
Límite de contracción (SL)
La masa de suelo se contrae a medida que éste pierde humedad gradualmente. Con la pérdida
continua de humedad se alcanza un estado de equilibrio hasta el punto en el que más pérdida de
humedad no dará lugar a ningún cambio de volumen adicional (figura 3.16). El contenido de hu-
medad, en porcentaje, en el que el cambio de volumen de la masa de suelo cesa se define como
límite de contracción.
Pruebas de límite de contracción se llevan a cabo en el laboratorio con un plato de porce-
lana de unos 44 mm de diámetro y aproximadamente 13 mm de altura. El interior de la cápsula
se recubre con gelatina de petróleo y luego se llena completamente con el suelo mojado. El
exceso de suelo por encima del borde de la placa se quita con una regla y se registra la masa del
Figura 3.12 (a) Prueba de penetración de cono. (b) Gráfica de contenido de humedad en función de la
penetración de cono para la determinación del límite líquido
50
40
30
Contenido
de
humedad,
w
(%)
10 20 40 60 80 100
Penetración, d (mm)
Límite líquido
(a)
(b)
Peso,W 0.78 N
d
40 mm
30°
55 mm
Suelo

Figura 3.13 Dispositivo de penetración de cono (Cortesía de N. Sivakugan, James Cook University,
Australia)
Figura 3.14 Prueba de límite plástico (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

70
suelo húmedo en el interior del plato. Después la porción del suelo en el plato es secada en un
horno. El volumen de la porción de tierra secado al horno se determina por el desplazamiento de
mercurio. Este procedimiento se daba en la Designación ASTM D-427, y se ha descontinuado
desde 2008. Debido a que el manejo de mercurio puede ser peligroso, la Designación ASTM
D-4943 describe un método de inmersión de la porción de suelo secado en el horno en una olla
de cera fundida. Al enfriarse la porción de suelo encerado se determina su volumen sumergién-
dola en agua.
Figura 3.15 Determinación de los límites líquido y plástico de Cambridge Gault por medio de la prueba
de penetración de cono
Figura 3.16 Definición del límite de contracción
60
70
50
40
Contenido
de
humedad,
w
(%)
1 2 5 10 50
20
Penetración del cono, d (mm)
Límite líquido
Límite plástico
Peso del cono
W 2.35 N
W 0.78 N
Δw
Volumen
de
suelo
Límite de
contracción
wi
Vf
Contenido de humedad (%)
Límite
plástico
Límite
líquido
Vi

3.7 Actividad 71
Con base en la figura 3.16, se puede determinar el límite de contracción de la siguiente
manera:
SL wi (%) w )
9
3
.
3
(
)
%
(
donde
wi contenido de humedad inicial cuando se coloca el suelo en el plato del límite
de contracción
Δw cambio en el contenido de humedad (es decir, entre el contenido de humedad inicial
y el contenido de humedad en el límite de contracción)
Sin embargo,
wi )
0
4
.
3
(
)
%
(
m1 m2
m2
100
donde
m1 masa de la porción de suelo mojado en el plato al inicio de la prueba (g)
m2 masa de la porción de suelo seco (g) (véase la figura 3.17)
Además,
w )
1
4
.
3
(
)
%
(
(Vi Vf)rw
m2
100
donde
Vi volumen inicial de la porción de suelo húmedo (es decir, el volumen en el interior
del plato, cm3)
Vf volumen de la porción de suelo secada en el horno (cm3)
rw densidad del agua (g/cm3)
Ahora, combinando las ecuaciones (3.39), (3.40) y (3.41), tenemos
(3.42)
SL a
m1 m2
m2
b(100) c
(Vi Vf)rw
m2
d(100)
3.7 Actividad
Dado que la propiedad plástica del suelo resulta del agua adsorbida que rodea las partículas de
arcilla, es de esperar que el tipo de minerales de arcilla y sus cantidades proporcionales en un
suelo afectará los límites líquido y plástico. Skempton (1953) observó que el índice de plas-
ticidad de un suelo aumenta linealmente con el porcentaje de la fracción de tamaño de arcilla
Figura 3.17 Prueba de límite de contracción: (a) porción de suelo antes del secado; (b) porción de suelo
después del secado
(a) (b)
Volumen de suelo = Vi
Masa de suelo = m1
Plato de
porcelana
Volumen de suelo = Vf
Masa de suelo = m2

72
(más fino de 2 m en peso) presente en ella. Sobre la base de estos resultados, Skempton define
una cantidad denominada actividad, que es la pendiente de la línea de correlación de PI y el por
ciento más fino que 2 m. Esta actividad se puede expresar como
(3.43)
A
PI
porcentaje de tamaño de arcilla, por peso
donde A actividad. La actividad se utiliza como un índice para identificar el potencial de hin-
chazón de los suelos arcillosos. Los valores típicos para las actividades de diversos minerales
de arcilla se enumeran en la tabla 3.3 (Mitchell, 1976).
Seed, Woodward y Lundgren (1964) estudiaron la propiedad plástica de varias mezclas
preparadas artificialmente de arena y arcilla. Llegaron a la conclusión de que si bien la relación
del índice de plasticidad para el porcentaje de la fracción de tamaño de arcilla es lineal, como
fue observado por Skempton, la línea puede no pasar siempre a través del origen. Ellos demos-
traron que la relación del índice de plasticidad con el porcentaje de la fracción de tamaño de arci-
lla presente en un suelo puede ser representada por dos líneas rectas. Esta relación se muestra
Figura 3.18 Relación simplificada entre el índice de plasticidad y el porcentaje de la fracción de tamaño
de arcilla por peso
Tabla 3.3 Actividad de los minerales de arcilla
Mineral Actividad, A
Esmectitas 17
Ilita 0.51
Caolinita 0.5
Haloisita (2H2O) 0.5
Holoisita (4H2O) 0.1
Atapulgita 0.51.2
Alofano 0.51.2
40
10
0
Porcentaje de la fracción de tamaño de arcilla (2 m)
Índice
de
plasticidad

3.9 Carta de plasticidad 73
cualitativamente en la figura 3.18. Para fracciones de arcilla de tamaño superior a 40%, la línea
recta pasa por el origen cuando se proyecta hacia atrás.
3.8 Índice de liquidez
La consistencia relativa de un suelo cohesivo en estado natural puede ser definida por una rela-
ción llamada índice de liquidez (LI):
(3.44)
LI
w PL
LL PL
donde w es el contenido de humedad in situ de suelo.
El contenido de humedad in situ de una arcilla sensible puede ser mayor que el límite
líquido. En ese caso,
LI 1
Estos suelos, cuando se remodelan se pueden convertir en una forma viscosa que fluye como
un líquido.
Los depósitos de suelo que están muy sobreconsolidados pueden tener un contenido na-
tural de humedad inferior al límite plástico. En ese caso,
LI 1
Los valores del índice de liquidez para algunos de estos suelos pueden ser negativos.
3.9 Carta de plasticidad
Los límites líquido y plástico se determinan por pruebas de laboratorio relativamente sencillas
que proporcionan información sobre la naturaleza de los suelos cohesivos. Las pruebas han
sido utilizadas ampliamente por los ingenieros para correlacionar varios parámetros físicos del
suelo, así como para la identificación del mismo. Casagrande (1932) estudió la razón del índice
de plasticidad con el límite líquido de una amplia variedad de suelos naturales. Sobre la base de
los resultados de la prueba, se propuso una carta de plasticidad como la que se muestra en la
figura 3.19. La característica importante de este cuadro es la línea A empírica que está dada por
la ecuación PI 0.73(LL 20). La línea A separa las arcillas inorgánicas de los limos inorgá-
nicos. Las gráficas de los índices de plasticidad contra límites líquidos de arcillas inorgánicas se
encuentran por encima de la línea A, y las de limos inorgánicos se encuentran por debajo de esta
línea. Los limos orgánicos se grafican en la misma región (por debajo de la línea A y con LL que
va de 30 a 50), como los limos inorgánicos de compresibilidad media. Las arcillas orgánicas
parcela se grafican en la misma región que los limos inorgánicos de alta compresibilidad (por
debajo de la línea A y LL mayor de 50). La información proporcionada en la carta de plasticidad
es de gran valor y es la base para la clasificación de los suelos de grano fino en el Sistema de
Clasificación Unificado de Suelos.
Considere que una línea llamada U se encuentra por encima de la línea A. La línea U es de
aproximadamente el límite superior de la relación del índice de plasticidad al límite de líquido
para cualquier suelo encontrado hasta ahora. La ecuación de la línea U se puede dar como
PI 0.9(LL )
5
4
.
3
(
)
8

74
3.10 Resumen
En este capítulo hemos hablado de lo siguiente:
1. Las relaciones de peso-volumen que incluyen
• Relación de vacíos (e)
• Porosidad (n)
• Contenido de humedad (w)
• Grado de saturación (S)
• Pesos unitarios secos, húmedos y saturados (gd, g, gsat)
2. La densidad relativa (Dr) es una medida de la densidad de los suelos granulares.
3. La consistencia de los suelos arcillosos se identifica por sus límites líquidos (LL), límites
plásticos (PL) y límites de contracción (SL). Estos límites están descritos por los porcen-
tajes del contenido de humedad en la que el suelo cambia de líquido a una fase plástica,
plástica a una fase semisólida y semisólida a la fase sólida.
4. El índice de plasticidad (PI) es la diferencia entre el límite líquido (LL) y el límite plástico (PL).
5. La actividad (A) del suelo de arcilla es la razón del índice de plasticidad (PI) al porcentaje
de la fracción de tamaño de arcilla (en peso) presente en un suelo.
Problemas
3.1 Una muestra de suelo húmedo de 0.4 m3 tiene lo siguiente:
• Masa húmeda 711.2 kg
• Masa seca 623.9 kg
• Gravedad específica de los sólidos del suelo 2.68
Figura 3.19 Carta de plasticidad
Índice
de
plasticidad
100
10
Límite líquido
70
20 40 60 80
20
30
40
50
60
0
Arcillas inorgánicas
de plasticidad alta
Arcillas inorgánicas
de plasticidad media
Arcillas
inorgánicas
de plasticidad
baja Limos inorgánicos
de compresibilidad
media y arcillas orgánicas
Limos inorgánicos
de alta compresibilidad
y arcillas orgánicas
Limos inorgánicos
de compresibilidad baja
Suelos poco
cohesivos
L
í
n
e
a
U
P
I
=
0
.
9
(
L
L
–
8
)
Línea A
PI =
0.73(LL
– 20)

Problemas 75
Estime:
a. El contenido de humedad
b. La densidad húmeda
c. La densidad en seco
d. La relación de vacíos
e. La porosidad
3.2 En su estado natural, un suelo húmedo tiene un volumen de 9.35 103 m3 y pesa
177.6 103 kN. El peso horno-seco del suelo es 153.6 103 kN. Si Gs 2.67,
calcule el contenido de humedad, el peso unitario húmedo, el peso unitario seco, la
relación de vacíos, la porosidad y el grado de saturación.
3.3 El peso húmedo de 5.66 10−3 m3 de suelo es 102.3 103 kN. El contenido de
humedad y la gravedad específica de los sólidos del suelo se determinan en el laboratorio
para ser 11% y 2.7, respectivamente. Calcule lo siguiente:
a. El peso unitario húmedo (kN/m3)
b. El peso unitario seco (kN/m3)
c. La relación de vacíos
d. La porosidad
e. El grado de saturación (%)
f. El volumen ocupado por el agua (m3)
3.4 El peso unitario saturado de un suelo es 19.8 kN/m3. El contenido de humedad del suelo
es 17.1%. Determine lo siguiente:
a. El peso unitario seco
b. La gravedad específica de sólidos del suelo
c. La relación de vacíos
3.5 El peso unitario de un suelo es 14.94 kN/m3. El contenido de humedad de este suelo es
19.2% cuando el grado de saturación es 60%. Determine:
a. La relación de vacíos
b. La gravedad específica de sólidos del suelo
c. El peso unitario saturado
3.6 Para un suelo dado se dan los siguientes: Gs 2.67, peso unitario húmedo, g 17.61 kN/m3,
y contenido de humedad, w 10.8%. Determine:
a. El peso unitario seco
b. La relación de vacíos
c. La porosidad
d. El grado de saturación
3.7 Consulte el problema 3.6. Determine el peso del agua, en kN, que se añade por metro
cúbico de suelo para:
a. 80% de grado de saturación
b. 100% de grado de saturación
3.8 La densidad húmeda de un suelo es de 1680 kg/m3. Dada w 18% y Gs 2.73,
determine:
a. La densidad en seco
b. La porosidad
c. El grado de saturación
d. La masa del agua, en kg/m3, que se añade para alcanzar la saturación completa
3.9 La densidad seca de un suelo es 1780 kg/m3. Dada Gs 2.68, ¿cuál sería el contenido de
humedad del suelo cuando está saturado?

76
3.10 La porosidad de un suelo es de 0.35. Dada Gs 2.69, calcule:
a. El peso unitario saturado (kN/m3)
b. El contenido de humedad cuando peso unitario húmedo 17.5 kN/m3
3.11 Los pesos unitarios húmedos y grados de saturación de un suelo se dan en la tabla.
(kN/m3
) S (%)
16.62 50
17.71 75
Determine:
a. e
b. Gs
3.12 Consulte el problema 3.11. Determine el peso del agua, en kN, que habrá en 0.0708 m3
de suelo cuando esté saturado.
3.13 Para una arena dada, las relaciones de máximos y mínimos vacíos son 0.78 y 0.43,
respectivamente. Dada Gs 2.67, determine el peso seco de la unidad de suelo en kN/m3
cuando la densidad relativa es de 65%.
3.14 Para un suelo arenoso dado, emáx 0.75, emín 0.46 y Gs 2.68. ¿Cuál será el peso
unitario húmedo de compactación (kN/m3) en el campo si Dr 78% y w 9%?
3.15 Para un suelo arenoso dado, los pesos unitarios secos máximos y mínimos son 16.98 kN/m3
y 14.46 kN/m3, respectivamente. Dada Gs 2.65, determine el peso unitario húmedo de
este suelo cuando la densidad relativa es 60% y el contenido de humedad es 8%.
3.16 A continuación se presentan los resultados de las pruebas de límite líquido y plástico de un
suelo. Prueba de límite líquido:
Número de golpes, N Contenido de humedad (%)
2
4
5
1
8
.
0
4
0
2
1
.
9
3
8
2
Prueba de límite plástico: PL 18.7%
a. Dibuje la curva de flujo y obtenga el límite líquido.
b. ¿Cuál es el índice de plasticidad del suelo?
3.17 Un suelo saturado tiene las siguientes características: volumen inicial (Vi) 24.6 cm3,
volumen final (Vf) 15.9 cm3, masa de suelo húmedo (m1) 44 g y masa de suelo seco
(m2) 30.1 g. Determine el límite de contracción.
Referencias
American Society for Testing and Materials (2010). ASTM Book of Standards. Sec. 4. Vol. 04.08,
West Conshohocken, PA.
BS:1377 (1990). British Standard Methods of Tests for Soil for Engineering Purposes. Part 2, BSI.
London.
Casagrande, A. (1932). “Research of Atterberg Limits of Soils,” Public Roads, Vol. 13, No. 8, 121–136.
Cubrinovski, M., and Ishihara. K. (1999). “Empirical Correlation Between SPT N-Value and Relative
Density for Sandy Soils,” Soils and Foundations. Vol. 39, No. 5. 61–71.

Referencias 77
Cubrinovski, M., and Ishihara. K. (2002). “Maximum and Minimum Void Ratio Characteristics of
Sands.” Soils and Foundations, Vol. 42, No. 6, 65–78.
Mitchell, J. K. (1976). Fundamentals of Soil Behavior, Wiley, New York.
Miura, K., Maeda, K., Furukawa, M., and Toki, S. (1997). “Physical Characteristics of Sands with
Different Primary Properties,” Soils and Foundations, Vol. 37, No. 3, 53–64.
Seed, H. B., Woodward, R. J., and Lundgren, R. (1964). “Fundamental Aspects of the Atterberg Limits.”
Journal of the Soil Mechanics and Foundations Division. ASCE, Vol. 90, No. SM6. 75–105.
Skempton, A. W. (1953). “The Colloidal Activity of Clays,” Proceedings, 3rd International Conference
on Soil Mechanics and Foundation Engineering, London, Vol. 1. 57–61.
Wroth, C. P.. andWood, D. M. (1978). “The Correlation of Index Properties with Some Basic Engineering
Properties of Soils,” Canadian Geotechnical Journal. Vol. 15, No. 2, 137–145.

Capítulo 4: Clasificación de suelos
78
4.1 Introducción
Los suelos con propiedades similares pueden ser clasificados en grupos y subgrupos en fun-
ción de las características mecánicas y su comportamiento para la ingeniería. Los sistemas
de clasificación proporcionan un lenguaje común para expresar de forma concisa las carac-
terísticas generales de los suelos, que son infinitamente variadas, sin una descripción deta-
llada. En la actualidad, dos elaborados sistemas de clasificación que utilizan la distribución
granulométrica y la plasticidad de los suelos son comúnmente utilizados para aplicaciones
ingenieriles. Se trata del American Association of State Highway Officials (AASHTO) y el
Sistema Unificado de Clasificación de Suelos. En Estados Unidos, el sistema AASHTO es
utilizado principalmente por los departamentos de carreteras estatales y del condado, mien-
tras que los ingenieros geotécnicos normalmente prefieren utilizar el Sistema Unificado.
En este capítulo aprenderemos el procedimiento de clasificación de los suelos utilizando el
AASHTO y los sistemas unificados.
4.2 Sistema de clasificación AASHTO
Este sistema de clasificación de suelos fue desarrollado en 1929 como el Sistema de Clasifica-
ción de Administración de Carreteras. Ha sido objeto de varias revisiones, con la actual versión
propuesta por la Comisión de Clasificación de Materiales para los Tipos de Carreteras Subra-
santes y Granulares de la Junta de Investigación de Carreteras en 1945 (Norma ASTM D-3282;
método AASHTO M145).
El sistema de clasificación AASHTO utilizado actualmente se muestra en la tabla 4.1.
De acuerdo con este sistema el suelo se clasifica en siete grupos principales: A-1 a A-7. Los
suelos que clasifican en los grupos A-1, A-2 y A-3 son materiales granulares, donde el 35% o
menos de las partículas pasan a través del tamiz núm. 200. Los suelos donde más de 35%
pasa a través del tamiz núm. 200 se clasifican en los grupos A-4, A-5, A-6 y A-7. Éstos son
C A P Í T U L O 4
Clasificación de suelos
78

4.2 Sistema de clasiﬁcación AASHTO 79
Clasificación de materiales de carreteras subrasantes
Clasificación general Materiales granulares (35% o menos del total de la muestra pasada por el núm. 200)
2
-
A
1
-
A
Grupo de clasificación A-1-a A-1-b A-3 A-2-4 A-2-5 A-2-6 A-2-7
Análisis de tamiz
(porcentaje de paso)
Núm. 10 50 máx.
Núm. 40 30 máx. 50 máx. 51 mín.
Núm. 200 15 máx. 25 máx. 10 máx. 35 máx. 35 máx. 35 máx. 35 máx.
Características de
la fracción de paso
núm. 40
Características de
la fracción de paso
núm. 40
Límite líquido
Índice de plasticidad
.
n
í
m
1
4
.
x
á
m
0
4
.
n
í
m
1
4
.
x
á
m
0
4
Límite líquido
Índice de plasticidad 6 máx. NP 10 máx. 10 máx. 11 mín. 11 mín.
Excelente a bueno
Clasificación general
de la subrasante
Clasificación general Materiales granulares (35% o menos del total de la muestra pasada por el núm. 200)
A-7
A-7-5*
Grupo de clasificación A-4 A-5 A-6 A-7-6†
Análisis de tamiz (porcentaje de paso)
Núm. 10
Núm. 40
.
n
í
m
6
3
.
n
í
m
6
3
.
n
í
m
6
3
.
n
í
m
6
3
0
0
2
úm.
N
.
n
í
m
1
4
.
x
á
m
0
4
.
n
í
m
1
4
.
x
á
m
0
4
.
n
í
m
1
1
.
n
í
m
1
1
.
x
á
m
0
1
.
x
á
m
0
1
Tipos comunes de materiales
significativos constituyentes Suelos arcillosos
Suelos limosos
Regular a malo
Clasificación general de la subrasante
*Para A-7-5, PI LL 30
†Para A-7-6, PI LL 30
Tabla 4.1
Tipos comunes
de materiales
significativos
constituyentes
Fragmentos de roca,
grava y arena
Arena
fina
Limo o grava arcillosa y arena

80
principalmente limo y materiales del tipo de arcilla. El sistema de clasificación se basa en los
siguientes criterios:
1. Tamaño de grano
Grava: fracción que pasa el tamiz de 75 mm y es retenida en el tamiz núm. 10 (2 mm).
Arena: fracción que pasa el tamiz núm. 10 (2 mm) y es retenida en el tamiz núm. 200
(0.075 mm).
Limo y arcilla: fracción que pasa el tamiz núm. 200
2. Plasticidad: el término limoso se aplica cuando las fracciones finas del suelo tienen un
índice de plasticidad de 10 o menos. El término arcilloso se aplica cuando las fracciones
finas tienen un índice de plasticidad de 11 o más.
3. Si se encuentran cantos y guijarros (tamaño mayor a 75 mm), se excluyen de la porción de
la muestra de suelo en el que se hizo la clasificación. Sin embargo, se registra el porcentaje
de este tipo de material.
Para clasificar un suelo de acuerdo con la tabla 4.1, los datos de prueba se aplican de iz-
quierda a derecha. Por proceso de eliminación, el primer grupo de la izquierda en la que quepan
los datos de prueba es la clasificación correcta.
La figura 4.1 muestra un gráfico del rango del límite líquido y el índice de plasticidad de
los suelos que se dividen en los grupos A-2, A-4, A-5, A-6 y A-7.
Para la evaluación de la calidad de un suelo como un material de subrasante carretera,
también se incorpora un número llamado índice de grupo (IG) a los grupos y subgrupos del
suelo. Este número se escribe entre paréntesis después de la designación del grupo o subgrupo.
Figura 4.1 Rango del límite líquido y del índice de plasticidad para suelos en los grupos A-2, A-4, A-5,
A-6 y A-7
50
0 10 20 30 40 60 70 80 90 100
Índice
de
plasticidad
0
50
40
30
A-2-7
A-7-5
70
60
20
10
Límite líquido
A-2-5
A-5
A-2-4
A-4
A-2-6
A-6
A-7-6

4.2 Sistema de clasiﬁcación AASHTO 81
El índice de grupo está dado por la siguiente ecuación
(4.1)
IG (F 35)[0.2 0.005(LL 40)] 0.01(F 15)(PI 10)
donde
F porcentaje pasado por el tamiz núm. 200
LL límite líquido
PI índice de plasticidad
El primer término de la ecuación (4.1), es decir (F 35) [0.2 0.005(LL 40)], es el índice
de grupo parcial determinado por el límite líquido. El segundo término, 0.01 (F 15) (PI 10),
es el índice de grupo parcial determinado a partir del índice de plasticidad. A continuación se
presentan algunas reglas para la determinación del índice de grupo:
1. Si la ecuación (4.1) da un valor negativo para IG, se toma como 0.
2. El índice de grupo calculado a partir de la ecuación (4.1) se redondea al número entero más
próximo (por ejemplo, IG 3.4 se redondea a 3; IG 3.5 se redondea a 4).
3. No hay límite superior para el índice de grupo.
4. El índice de grupo de los suelos que pertenecen a los grupos A-1-a, A-1-b, A-2-4, A-2-5 y
A-3 siempre es 0.
5. Al calcular el índice de grupo para suelos que pertenecen a los grupos A-2-6 y A-2-7, uti-
lice el índice de grupo parcial para PI, o
(4.2)
IG 0.01(F 15)(PI 10)
En general, la calidad del rendimiento de un suelo como material de subrasante es inver-
samente proporcional al índice de grupo.
Ejemplo 4.1
Los resultados del análisis de tamaño de partícula de un suelo son los siguientes:
Porcentaje que pasa por el tamiz núm. 10 100
El límite líquido y el índice de plasticidad de la fracción del suelo menor al Núm. 40 son 30
y 10, respectivamente. Clasifique el suelo mediante el sistema de AASHTO.
Solución
Usando la tabla 4.1, ya que el 58% del suelo está pasando a través del tamiz núm. 200, éste
cae bajo la clasificación de limo y arcilla, es decir, cae bajo el grupo A-4, A-5, A-6 o A-7.
Procediendo de izquierda a derecha, cae en el grupo A-4.
De la ecuación 4.1
IG (F – 35)[0.2 0.005(LL – 40)] 0.01(F – 15)(PI – 10)
(58 – 35)[0.2 0.005(30 – 40)] (0.01)(58 – 15) (10 – 10)
3.45 3
Por lo tanto, el suelo se clasifica como A-4 (3).

82
Ejemplo 4.2
El 95% de un suelo pasa a través del tamiz núm. 200 y tiene un límite de líquido de 60 e
índice de plasticidad de 40. Clasifique el suelo mediante el sistema de AASHTO.
Solución
De acuerdo con la tabla 4.1, este suelo cae bajo el grupo A-7 (proceda de una manera similar
a la del ejemplo 4.1). Ya que
40 60 30
PI LL
c
c
éste es un suelo A-7-6
IG (F 35) [0.2 0.005(LL 40)] 0.01(F 15)(PI 10)
(95 35) [0.2 0.005(60 40)] (0.01)(95 15)(40 10)
42
Por lo cual la clasificación es A-7-6(42)
4.3 Sistema uniﬁcado de clasiﬁcación de suelo
La forma original de este sistema fue propuesto por Casagrande en 1948 para su uso en los
trabajos de construcción del aeródromo realizado por el Cuerpo de Ingenieros del Ejército
durante la Segunda Guerra Mundial. En colaboración con el U.S. Bureau of Reclamation,
este sistema fue revisado en 1952. En la actualidad, es ampliamente utilizado por los ingenie-
ros (Norma ASTM D-2487). El Sistema Unificado de Clasificación se presenta en la tabla 4.2
y clasifica los suelos en dos grandes categorías:
1. Suelos de grano grueso que son de grava y arena en estado natural con menos de 50% que pasa
a través del tamiz núm. 200. Los símbolos de grupo comienzan con un prefijo de G o S. G es
para el suelo de grava o grava, y S para la arena o suelo arenoso.
2. Suelos de grano fino con 50% o más que pasa por el tamiz núm. 200. Los símbolos de gru-
po comienzan con un prefijo de M, que es sinónimo de limo inorgánico, C para la arcilla
inorgánica y O para limos orgánicos y arcillas. El símbolo Pt se utiliza para la turba, lodo
y otros suelos altamente orgánicos.
Otros símbolos que también se utilizan para la clasificación son:
• W: bien clasificado
• P: mal clasificado
• L: baja plasticidad (límite líquido menor de 50)
• H: alta plasticidad (límite líquido mayor de 50)

4.3 Sistema uniﬁcado de clasiﬁcación de suelo 83
Sistema
unificado
de
clasificación
de
suelo
(basado
en
el
material
que
pasa
por
el
tamiz
núm.
75)
Símbolos
de
grupo
Criterio
para
la
asignación
de
símbolos
de
grupo
Gráficos
PI
en
o
por
encima
de
línea
“A”
(figura
4.2)
Gráficos
PI
por
debajo
de
“A”
línea
(figura
4.2)
t
P
Materia
orgánica
principalmente,
color
oscuro
y
orgánico
Suelos
altamente
orgánicos
a
Gravas
con
5
a
12%
de
finos
requieren
símbolos
dobles:
GW-GM,
GW-GC,
GP-GM,
GP-GC.
b
Arenas
con
5
a
12%
de
finos
requieren
símbolos
dobles:
SW-SM,
SW-SC,
SP-SM,
SP-SC.
c
d
Si
4
PI
7
y
gráficos
en
la
zona
rayada
en
la
figura
4.2,
se
usa
doble
símbolo
GC-GM
o
SC-SM.
e
Si
4
PI
7
y
gráficos
en
la
zona
rayada
en
la
figura
4.2,
se
usa
doble
símbolo
CL-ML.
C
u
D
60
D
10
;
C
c
1D
30
2
2
D
60
D
10
Límite
líquido:
secado
Límite
líquido:
no
secado
0.75;
vea
la
figura
4.2;
zona
OH
Límite
líquido:
secado
Límite
líquido:
no
secado
0.75;
vea
la
figura
4.2;
zona
OL
GW
GP
GM
GC
SW
SP
SM
SC
CL
ML
OL
CH
MH
OH
C
u
4
y
1
C
c
3
c
C
u
4
y/o
1
C
c
3
c
PI
4
o
gráficos
por
debajo
de
línea
“A”
(figura
4.2)
PI
7
y
gráficos
en
o
por
encima
de
línea
“A”
(figura
4.2)
C
u
6
y
1
C
c
3
c
C
u
6
y/o
1
C
c
3
c
PI
4
o
gráficos
por
debajo
de
línea
“A”
(figura
4.2)
PI
7
y
gráficos
en
o
por
encima
de
línea
“A”
(figura
4.2)
PI
7
y
gráficos
en
o
por
encima
de
línea
“A”
(figura
4.2)
e
PI
4
o
gráficos
por
debajo
de
línea
“A”
(figura
4.2)
e
Gravas
limpias
Menos
de
5%
finos
a
Gravas
con
finos
Más
de
12%
finos
a,d
Arenas
limpias
Menos
de
5%
finos
b
Arenas
con
finos
Más
de
12%
finos
b,d
Inorgánico
Orgánico
Inorgánico
Orgánico
Gravas
Más
de
50%
de
fracción
gruesa
retenida
en
el
tamiz
núm.
4
Arenas
50%
o
más
de
la
fracción
gruesa
pasa
tamiz
núm.
4
Limos
y
arcillas
Límite
líquido
menor
que
50
Limos
y
arcillas
Límite
líquido
50
o
más
Suelos
de
grano
grueso
Más
de
50%
retenido
en
el
tamiz
núm.
200
Suelos
de
grano
fino
50%
o
más
pasa
a
través
del
tamiz
núm.
200
Tabla
4.2

84
Para la clasificación adecuada de acuerdo con este sistema, una parte o toda la siguiente
información debe conocerse:
1. Porcentaje de grava, esto es, la fracción que pasa el tamiz de 76.2 mm y retenida en el tamiz
núm. 4 (4.75 mm de apertura)
2. El porcentaje de arena, es decir, la fracción que pasa el tamiz núm. 4 (4.75 mm de apertura)
y es retenida en el tamiz núm. 200 (0.075 mm de apertura)
3. El porcentaje de limo y arcilla, esto es, la fracción más fina que el tamiz núm. 200 (0.075
mm de abertura)
4. El coeficiente de uniformidad (Cu) y el coeficiente de gradación (Cc)
5. El límite líquido y el índice de plasticidad de la porción de suelo que pasa el tamiz
núm. 40
Los símbolos de los grupos de los suelos de grava de grano grueso son GW, GP, GM, GC,
GC-GM, GW-GM, GW-GC, GP-GM y GP-GC. Del mismo modo, los símbolos de los grupos
de suelos de grano fino son CL, ML, OL, CH, MH, OH, CL-ML y Pt.
Los nombres de los grupos de los distintos suelos clasificados bajo el Sistema de Clasifi-
cación Unificado se pueden determinar usando las figuras 4.3, 4.4 y 4.5. Al usar estas figuras,
hay que recordar que en un suelo dado:
• Fracción fina % que pasa el tamiz núm. 200
• Fracción gruesa % retenido en el tamiz núm. 200
• Fracción grava % retenido en el tamiz núm. 4
• Fracción arena (% retenido en el tamiz núm. 200) − (% retenido en el tamiz núm. 4)
70
20
Índice
de
plasticidad
10
Límite líquido
60
50
40
30
10
0
20 30 40 50 60 70 80 90 100
ML
u
OL
CL − ML
CL
u
OL
MH
u
OH
CH
u
OH
PI =
0.9(LL
−
8)
Línea U
Línea A
PI = 0.73(LL − 20)
16
Figura 4.2 Gráfica de plasticidad

Figura 4.3 Diagrama de flujo para los nombres de los grupos de grava y arena del suelo (Reproducido
con permiso del Libro Anual de Normas ASTM, 2010, copyright ASTM International, 100 Barr Harbor
Drive, West Conshohocken, PA, 19428)
Nombre de grupo
Grava bien graduada
Grava bien graduada con arena
Grava mal graduada
Grava mal graduada con arena
Grava bien graduada con limo
Grava bien graduada con limo y arena
Grava bien graduada con arcilla (o arcilla limosa)
Grava bien graduada con arcilla y arena (o arcilla limosa y arena)
Grava mal graduada con limo
Grava mal graduada con limo y arena
Grava mal graduada con arcilla (o arcilla limosa)
Grava mal graduada con arcilla y arena (o arcilla limosa y arena)
Grava limosa
Grava limosa con arena
Grava arcillosa
Grava arcillosa con arena
Grava limo arcillosa
Grava limo arcillosa con arena
Arena bien graduada
Arena bien graduada con grava
Arena mal graduada
Arena mal graduada con grava
Arena bien graduada con limo
Arena bien graduada con limo y grava
Arena bien graduada con arcilla (o arcilla limosa)
Arena bien graduada con arcilla y grava (o arcilla limosa y grava)
Arena mal graduada con limo
Arena mal graduada con limo y grava
Arena mal graduada con arcilla (o arcilla limosa)
Arena mal graduada con arcilla y grava (o arcilla limosa y grava)
Arena limosa
Arena limosa con grava
Arena arcillosa
Arena arcillosa con grava
Arena limo arcillosa
Arena limo arcillosa con grava
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de arena
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
15% de grava
GW
GP
GW-GM
GW-GC
GP-GM
GP-GC
GM
GC
GC-GM
SW
SP
SW-SM
SW-SC
SP-SM
SP-SC
SM
SC
SC-SM
Símbolo de grupo

86
Figura
4.4
Diagrama
de
fl
ujo
de
nombres
de
los
grupos
para
limo
inorgánico
y
suelos
arcillosos
(Reproducido
con
permiso
del
Libro
Anual
de
Normas
ASTM,
2010,
copyright
ASTM
International,
100
Barr
Harbor
Drive,
West
Conshohocken,
PA,
19428)
Nombre
de
grupo
Arcilla
mal
gradada
Arcilla
mal
gradada
con
arena
Arcilla
mal
gradada
arenosa
Arcilla
mal
gradada
arenosa
con
grava
Arcilla
mal
gradada
gravosa
Arcilla
magra
gravosa
Arcilla
magra
gravosa
con
arena
Arcilla
limosa
Arcilla
limosa
con
arena
Arcilla
limosa
con
grava
Arcilla
limo
arenosa
Arcilla
limo
arenosa
con
grava
Arcilla
limosa
cubierta
de
grava
Arcilla
grava
limosa
con
arena
Limo
Limo
con
arena
Limo
con
grava
Limo
arenosa
Limo
arenosa
con
grava
Limo
gravosa
Limo
gravosa
con
arena
Arcilla
gruesa
Arcilla
gruesa
con
arena
Arcilla
gruesa
con
grava
Arcilla
gruesa
arenosa
Arcilla
gruesa
arenosa
con
grava
Arcilla
gruesa
gravosa
Arcilla
gruesa
gravosa
con
arena
Limo
elástico
Limo
elástico
con
arena
Limo
elástico
con
grava
Limo
elástico
arenoso
Limo
elástico
arenoso
con
grava
Limo
elástico
gravoso
Limo
elástico
gravoso
con
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
CL
CL-ML
ML
OL
CH
MH
OH
PI
7
y
gráficos
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
4
PI
7
y
gráficos
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
PI
4
o
gráficos
abajo
de
la
línea
A
Gráficos
PI
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
PI
gráficos
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
Símbolo
de
grupo
Inorgánico
Orgánicos
Inorgánico
Orgánicos
LL
50
LL
50
LL–
seco
0.75
LL–
no
seco
Vea
la
figura
4.5
LL–
seco
0.75
LL
–
no
seco
Vea
la
figura
4.5

Figura
4.5
Diagrama
de
fl
ujo
de
nombres
de
los
grupos
para
limoso
orgánico
y
suelos
arcillosos
(Reproducido
con
permiso
del
Libro
Anual
de
Normas
ASTM,
2010,
copyright
ASTM
International,
100
Barr
Harbor
Drive,
West
Conshohocken,
PA,
19428)
Nombre
de
grupo
Arcilla
orgánica
Arcilla
orgánica
con
arena
Arcilla
orgánica
con
grava
Arcilla
orgánica
arenosa
Arcilla
orgánica
arenosa
con
grava
Arcilla
orgánica
gravosa
Arcilla
orgánica
gravosa
con
arena
Limo
orgánico
Limo
orgánico
con
arena
Limo
orgánico
con
grava
Limo
orgánico
arenoso
Limo
orgánico
arenoso
con
grava
Limo
orgánico
gravoso
Limo
orgánico
gravoso
con
arena
Arcilla
orgánica
Arcilla
orgánica
con
arena
Arcilla
orgánica
con
grava
Arcilla
orgánica
arenosa
Arcilla
orgánica
arenosa
con
grava
Arcilla
orgánica
gravosa
Arcilla
orgánica
gravosa
con
arena
Limo
orgánico
Limo
orgánico
con
arena
Limo
orgánico
con
grava
Limo
orgánico
arenoso
Limo
orgánico
arenoso
con
grava
Limo
orgánico
gravoso
Limo
orgánico
gravoso
con
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
grava
15%
de
arena
15%
de
arena
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
15%
más
núm.
200
15
–29%
más
núm.
200
%
de
arena
%
de
grava
%
de
arena
%
de
grava
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
30%
más
núm.
200
OL
OH
PI
4
y
gráficos
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
PI
4
o
gráficos
abajo
de
la
línea
A
Gráficos
sobre
o
arriba
de
la
línea
A
Gráficos
abajo
de
la
línea
A
Símbolo
de
grupo

88
Ejemplo 4.3
Consulte el ejemplo 4.1. Clasifique el suelo mediante el sistema de clasificación unificado. Determine el
símbolo y el nombre del grupo.
Solución
Consulte la tabla 4.2. Dado que 58% del suelo pasa a través del tamiz núm. 200, se trata de un suelo de grano
fino. Al revisar la carta de plasticidad en la figura 4.2, se tiene para LL 30 y PI 10, que se puede clasificar
(símbolo de grupo) como CL. Para determinar el nombre del grupo nos referimos a las figuras 4.4 y 4.6 que se
toma de la figura 4.4. El porcentaje que pasa por el tamiz núm. 200 es más de 30%. Porcentaje de grava 0;
porcentaje de arena (100 58) (0) 42. Por lo tanto, porcentaje de arena porcentaje de grava. El por-
centaje de grava también es menos de 15%. Por lo tanto, el nombre del grupo es arcilla mal gradada arenosa.
Ejemplo 4.4
Para un suelo dado, se conocen los siguientes datos:
• Porcentaje que pasa tamiz núm. 4 70
• Porcentaje que pasa tamiz núm. 200 30
• Límite líquido 33
• Límite plástico 12
Clasifique el suelo utilizando el Sistema Unificado de Clasificación de Suelos. Dé el símbolo
y el nombre del grupo.
Solución
Consulte la tabla 4.2. El porcentaje que pasa por el tamiz núm. 200 es 30%, que es menor a
50%. Así que es un suelo de grano grueso. Por lo tanto,
Fracción gruesa 100 30 70%
Fracción de grava porcentaje retenido en el tamiz núm. 4 100 – 70 30%. Así
que más de 50% de la fracción gruesa está pasando por el tamiz núm. 4, por lo tanto es un
suelo arenoso. Puesto que más del 12% está pasando por el tamiz núm. 200, éste es SM o
SC. Para este suelo, PI 33 12 21 (que es mayor que 7). Con LL 33 y PI 21, la
gráfica está por encima de la línea A de la figura 4.2. Por lo tanto, el símbolo del grupo es SC.
Figura 4.6 Determinación del nombre de grupo para el suelo del ejemplo 4.3
Arcilla mal gradada
Arcilla mal gradada con arena
Arcilla mal gradada arenosa
Arcilla mal gradada arenosa
Arcilla mal gradada arenosa con grava
Arcilla mal gradada gravosa
Arcilla magra gravosa con arena
% de arena % de grava
15% de grava
15% de grava
15% de arena
15% de arena
15% más núm. 200
15–29% más núm. 200
30% más Núm. 200
30% más núm. 200
CL

4.4 Resumen 89
Para obtener el nombre del grupo, consulte la figura 4.3 (y la figura 4.7 que se toma
de la figura 4.3). Dado que el porcentaje de grava es más de 15%, es arena arcillosa con
grava.
15% de grava
SC
Arena arcillosa con grava
15% de grava Arena arcillosa
Figura 4.7 Determinación del nombre de grupo para el suelo del ejemplo 4.4
4.4 Resumen
En este capítulo discutimos los sistemas unificado de clasificación de suelos y AASHTO. A
continuación se presenta un resumen de los grupos de suelos en cada sistema de clasificación.
1. De acuerdo con el sistema de la AASHTO, los materiales granulares tienen 35% o menos
que pasa por el tamiz núm. 200. Estos suelos pertenecen a los grupos A-l-a, A-l-b, A-3,
A-2-4, A-2-5, A-2-6 y A-2-7. Si más de 35% pasa a través del tamiz núm. 200, los suelos
son de material limoso o arcilloso. Estos suelos entran en los grupos A-4, A-6, A-6, A-7-5
y A-7-6.
2. En el sistema de la AASHTO, la calidad del desempeño de un suelo como un material de
subrasante es inversamente proporcional al índice de grupo (GI).
3. Bajo el Sistema Unificado, si más de la mitad del material es retenido en el tamiz núm. 200,
es un suelo de grano grueso [lleno de grava (G) o arenoso (S)]. A continuación se presenta
un resumen de los nombres de grupos de suelo de grano grueso.
Porcentaje que pasa por
el tamiz núm. 200 Nombres de grupos
P
G
,
W
G
Menor o igual a 5
SW, SP
Mayor que 5 GW-GM, GP-GM
y menor GW-GC, GP-GC
o igual a 12 o
SW-SM, SP-SM
SW-SC, SP-SC
Mayor que 12 GM, GC
o
SM, SC
o
Si más de la mitad del material pasa a través del tamiz núm. 200, es un suelo de grano fino
(limoso o arcilloso). El suelo en esta categoría pertenece a los grupos ML, MH, CL, CH y
CL-ML.

90
Problemas
4.1 Clasifique los siguientes suelos por el sistema de clasificación AASHTO y dé los índices
de grupo.
Límite Índice de
Suelo Núm. 4 Núm. 10 Núm. 40 Núm. 200 líquido* plasticidad*
1 100 90 68 30 30 9
2 95 82 55 41 32 12
3 80 72 62 38 28 10
4 100 98 85 70 40 14
5 100 100 96 72 58 23
6 92 85 71 56 35 19
7 100 100 95 82 62 31
8 90 88 76 68 46 21
9 100 80 78 59 32 15
10 94 80 51 15 26 12
Porcentaje más fino (análisis de tamiz)
*Con base en porción que pasa tamiz núm. 40
4.2 Clasifique los siguientes suelos por el sistema unificado de clasificación de suelos y dé los
símbolos y los nombres de grupo.
Análisis de tamiz,
% de finos
Límite Límite
Suelo Núm. 4 Núm. 200 líquido plástico Cu Cc
1 70 30 33 12
2 48 20 41 19
3 95 70 52 24
4 100 82 30 11
5 88 78 69 31
6
.
2
4
.
3
P
N
4
1
7
6
7 99 57 54 28
8 71 11 32 16 4.8 2.9
2
.
2
2
.
7
P
N
2
0
0
1
9
10 90 8 39 31 3.9 2.1
Referencias
American Association of State Highway and Transportation Officials (1982). AASHTO Mate-
rials, Part I, Specifications, Washington, D.C.
American Society For Testing And Materials (2010). ASTM Book of Standards, Sec. 4, Vol. 04.08,
West Conshohocken, PA.
Casagrande, A. (1948). “Classification and Identification of Soils,” Transactions, ASCE, Vol. 113,
901–930.

5.1 Introducción
En la construcción de terraplenes de carreteras, presas de tierra y muchas otras estructuras de
ingeniería, los suelos sueltos deben ser compactados para aumentar sus pesos unitarios. La
compactación aumenta las características de resistencia de los suelos, incrementando de este
modo la capacidad de carga de las cimentaciones construidas sobre ellos. La compactación tam-
bién disminuye la cantidad de solución no deseada de las estructuras y aumenta la estabilidad
de los taludes de los terraplenes. En el proceso de la compactación del suelo generalmente se
utilizan rodillos de ruedas lisas, rodillos compactadores de suelo, rodillos neumáticos de goma
y rodillos vibratorios. Los rodillos vibratorios se utilizan sobre todo para la densificación de los
suelos granulares.
En este capítulo vamos a discutir lo siguiente:
• Pruebas de compactación en laboratorio para el desarrollo de especificaciones para la com-
pactación del terreno.
• Procedimientos de compactación de campo y selección de equipos de compactación.
• Relaciones empíricas para estimar la densidad/peso unitario seco máximo del suelo en base
a pruebas de compactación de laboratorio.
• Procedimientos para determinar el grado de compactación en campo.
• Efecto de la compactación en las propiedades geotécnicas de los suelos de grano fino.
5.2 Principios generales de compactación
En general, la compactación es la consolidación del suelo por la eliminación de aire, lo que re-
quiere energía mecánica. El grado de compactación de un suelo se mide en términos de su peso
unitario seco. Cuando se añade agua a la tierra durante la compactación, ésta actúa como agente
suavizante sobre las partículas del suelo. Éstas se deslizan una sobre la otra y se mueven en una
posición densamente empaquetadas. El peso unitario seco después de la compactación primero
aumenta a medida que se incrementa el contenido de humedad (figura 5.1). Tenga en cuenta que
en un contenido de humedad w 0, la unidad de peso húmedo (g) es igual a la unidad de peso
seco (gd), o
g gd(w 0) g1
C A P Í T U L O 5
Compactación de suelos
91

Capítulo 5: Compactación de suelos
92
Cuando el contenido de humedad se aumenta gradualmente y el mismo esfuerzo compactador
se utiliza para la compactación, el peso de los sólidos del suelo en una unidad de volumen au-
menta gradualmente. Por ejemplo, con w w1, el peso unitario húmedo es igual a
g g2
Sin embargo, el peso unitario seco para este contenido de humedad se da por
gd(w 0) gd
gd(w w1)
Más allá de cierto contenido de humedad w w2 (figura 5.1), cualquier aumento en éste tiende
a reducir el peso unitario seco. Esto es debido a que el agua llena los espacios que han sido ocu-
pados por las partículas sólidas. El contenido de humedad en el que se alcanza el peso unitario
seco máximo generalmente se denomina contenido de humedad óptimo.
La prueba de laboratorio utilizada generalmente para obtener el peso unitario seco máxi-
mo de compactación y el contenido óptimo de humedad se denomina prueba Proctor de com-
pactación (Proctor, 1933). El procedimiento para llevar a cabo este tipo de prueba se describe
en la sección siguiente.
5.3 Prueba Proctor estándar
En la prueba Proctor, el suelo se compacta en un molde que tiene un volumen de 943.3 cm3.
El diámetro del molde es 101.6 mm. Durante la prueba de laboratorio el molde se une a una
placa de base en la parte inferior y a una extensión en la parte superior (figura 5.2a). El suelo
se mezcla con cantidades variables de agua y luego es compactado (figura 5.3) en tres capas
iguales por un martillo (figura 5.2b) que entrega 25 golpes a cada capa. El martillo pesa 24.4 N
Figura 5.1 Principios de compactación
γ
=
γ
1
=
γ
d
(
w
=
0)
Δγd
γ2
0 w1 w2
Contenido de humedad, w
Peso
unitario
húmedo,
γ
Suelo sólido
Agua
Suelo sólido

(masa 2.5 kg) y tiene una caída de 304.8 mm. Para cada prueba, el peso unitario húmedo de
compactación g se puede calcular como
(5.1)
g
W
V(m)
donde
W peso del suelo compactado en el molde
V(m) volumen del molde ( 943.3 cm3)
Para cada prueba, el contenido de humedad del suelo compactado es determinado en el labo-
ratorio. Si se conoce el contenido de humedad, el peso unitario seco gd puede calcularse como
(5.2)
gd
g
1
w (%)
100
donde w (%) porcentaje de contenido de humedad.
Diámetro =
114.3 mm
Diámetro
101.6 mm
116.43 mm
Extensión
Caída =
304.8 mm
50.8 mm
Peso del
martillo = 24.4 N
(Masa ≈ 2.5 kg)
(a)
(b)
Figura 5.2 Equipo para la prueba Proctor estándar

94
Los valores de gd determinan a partir de la ecuación (5.2) y se pueden trazar en función
de los correspondientes contenidos de humedad para obtener el peso unitario seco máximo y el
contenido de humedad óptimo para el suelo. La figura 5.4 muestra un ejemplo de compactación
para un suelo arcilloso limoso.
El procedimiento para la prueba Proctor estándar se da en la Norma ASTM D-698 y
Norma AASHTO T-99.
Para un contenido de humedad determinado, se obtiene el peso unitario seco máximo
teórico cuando no hay aire en los espacios vacíos, esto es, cuando el grado de saturación es igual
a 100%. Por lo tanto, el peso unitario seco máximo en un contenido de humedad determinado
con cero vacíos de aire se puede dar por
gcva
Gsgw
1 e
donde
gcva peso unitario con cero vacíos de aire
gw peso unitario de agua
e radio del hueco
Gs peso específico de sólidos del suelo
Figura 5.3 Utilización de un compactador mecánico en la prueba Proctor estándar (Cortesía de ELE
International)

Para 100% de saturación, e wGs, así
(5.3)
gcva
Gsga
1 wGs
gw
w
1
Gs
donde w contenido de humedad.
Para obtener la variación de gcva con el contenido de humedad, utilice el siguiente pro-
cedimiento:
1. Determine el peso específico de sólidos del suelo.
2. Conozca el peso unitario del agua ga.
3. Suponga algunos valores de w, tales como 5%, 10%, 15% y así sucesivamente
4. Use la ecuación (5.3) para calcular gcva para algunos valores de w.
La figura 5.4 también muestra la variación de gcva con contenido de humedad y su ubica-
ción relativa con respecto a la curva de compactación. En todo caso, ninguna parte de la curva
de compactación debe estar a la derecha de la curva de cero vacíos de aire.
Ya que el Newton es una unidad derivada, en algunos casos es más conveniente trabajar
con la densidad (kg/m3) en lugar de unidades de peso. En ese caso, las ecuaciones (5,1), (5,2) y
(5.3) se pueden reescribir como
(5.4)
r(kg/m3
)
m(kg)
V(m) (m3
)
Figura 5.4 Resultados de la prueba de compactación Proctor estándar para arcilla limosa
Contenido
óptimo de
humedad
Contenido de humedad, w (%)
Peso
unitario
seco,
g
d
(kN/m
3
)
18
5
1
5 10
16.5
17.5
18.5
Máximo gd
Curva de
cero vacíos
de aire
(Gs = 2.69)
17.0
18.0
19.0
19.5

96
(5.5)
(5.6)
rcva(kg/m3
)
ra (kg/m3
)
w
1
Gs
rd(kg/m3
)
r(kg/m3
)
1
w(%)
100
donde
r, rd y rcva densidad, densidad seca y densidad cero vacíos de aire, respectivamente.
m masa del suelo compactado en el molde
ra densidad del agua ( 1000 kg/m3)
V(m) volumen del molde 943.3 16 m3
5.4 Factores que afectan la compactación
La sección anterior mostró que el contenido de humedad tiene una gran influencia en el grado
de compactación conseguido por un suelo dado. Además del contenido de humedad, otros fac-
tores importantes que afectan la compactación son el tipo de suelo y esfuerzo de compactación
(energía por unidad de volumen). La importancia de cada uno de estos dos factores se describe
con más detalle en esta sección.
Efecto del tipo de suelo
El tipo de suelo, es decir, la distribución de tamaño de grano, forma con los granos del suelo el
peso específico de sólidos del suelo, y la cantidad y tipo de minerales de arcilla presentes tiene
una gran influencia en la unidad de peso seco máxima y el contenido de humedad óptimo. Lee
y Suedkamp (1972) estudiaron las curvas de compactación de 35 muestras de suelo diferentes.
Se observaron cuatro tipos diferentes de curvas de compactación. Estas curvas se muestran en la
figura 5.5. Las curvas de compactación tipo A son las que tienen un solo pico. Este tipo de curva
Figura 5.5 Diferentes tipos de curvas de compactación encontradas en suelos
Contenido de humedad,w
Peso
unitario
seco
,
g
d
A
B
C
D

5.4 Factores que afectan la compactación 97
se encuentra generalmente en los suelos que tienen un límite líquido entre 30 y 70. El tipo de
curva B es con un pico y medio, y el tipo de curva C es una curva de doble pico. Las curvas
de compactación de los tipos B y C se pueden encontrar en los suelos que tienen un límite líquido
inferior a aproximadamente 30. Las curvas de compactación de tipo D son las que no tienen
un pico definido. Se denominan de forma extraña. Los suelos con un límite líquido mayor
que aproximadamente 70 pueden exhibir curvas de compactación de suelos de tipos C o D.
Los suelos que producen curvas tipos C y D no son muy comunes.
Efectos del esfuerzo de compactación
La energía de compactación por unidad de volumen, E, usada en la prueba Proctor estándar
descrita en la sección 5.3, puede escribirse como
(5.7)
o
E
(25)(3)(24.4)(0.3048 m)
943.3 10 6
m3
591.3 103
N-m/m3
591.3 kN-m/m3
E
°
número
de golpes
por capa
¢ °
número
de
capas
¢ °
peso
del
martillo
¢ °
altura de
caída del
martillo
¢
volumen del molde
Si se cambia el esfuerzo de compactación por unidad de volumen de suelo, la curva de
peso unitario húmedo también cambiará. Esto se puede demostrar con la ayuda de la figura 5.6,
que muestra cuatro curvas de compactación para una arcilla arenosa. Para obtener las curvas de
compactación se utilizaron el molde Proctor estándar y el martillo. El número de capas de suelo
utilizado para la compactación se mantuvo en tres para todos los casos. Sin embargo, el número
de golpes de martillo por cada capa varía de 20 a 50. La energía de compactación utilizada por
unidad de volumen de suelo para cada curva se puede calcular fácilmente mediante el uso de la
ecuación (5.7). Estos valores se muestran en la tabla 5.1.
De la tabla 5.1 y la figura 5.6, podemos llegar a dos conclusiones:
1. A medida que aumenta el esfuerzo de compactación, el peso unitario seco máximo de
compactación también se incrementa.
2. A medida que aumenta el esfuerzo de compactación, el contenido óptimo de humedad se
reduce en cierta medida.
Las declaraciones anteriores son verdaderas para todos los suelos. Sin embargo, tenga en cuenta
que el grado de compactación no es directamente proporcional al esfuerzo de compactación.
Energía de compactación para las pruebas mostradas en la figura 5.6
Energía de compactación
(kN-m/m3
)
Número de
golpes/capa
Curva en
la figura 5.6
0
.
3
7
4
3
.
1
9
5
6
.
9
0
7
6
.
2
8
1
1
0
2
5
2
0
3
0
5
1
2
3
4
Tabla 5.1

98
5.5 Prueba Proctor modiﬁcada
Con el desarrollo de rodillos pesados y su uso en la compactación en campo, la prueba Proctor
estándar fue modificada para representar mejor las condiciones de campo. Esto se refiere a ve-
ces como la prueba Proctor modificada (Norma ASTM D-1557 y Norma AASHTO T 180). Para
la realización de la prueba Proctor modificada se utiliza el mismo molde, con un volumen de
943.3 cm3, como en el caso de la prueba Proctor estándar. Sin embargo, el suelo es compactado
en cinco capas por un martillo que pesa 44.5 N (masa 4.536 kg) y tiene una caída de 457.2 mm.
El número de golpes de martillo para cada capa se mantiene en 25, como en el caso de la prueba
Proctor estándar. La figura 5.7 muestra los martillos utilizados para las pruebas Proctor estándar
y modificada. La energía de compactación por unidad de volumen de suelo en la prueba modi-
ficada puede ser calculada mediante
E
(25 golpes/capa)(5 capas)(44.5 10 3
kN)(0.4572 m)
943.3 10 6
m3
2696 kN-m/m3
Una comparación entre los martillos utilizados en las pruebas Proctor estándar y modifi-
cada se muestra en la figura 5.8.
Figura 5.6 Efecto de la energía de compactación en arcilla limosa
Contenido de humedad, w (%)
Peso
unitario
seco,
g
d
(kN/m
3
)
24
10
15.2
12 14 16 18 20 22
19.9
16.0
17.0
18.0
19.0
Arcilla limosa
Límite líquido = 31
Límite plástico = 26
C
u
r
v
a
d
e
c
e
r
o
v
a
c
í
o
s
d
e
a
i
r
e
(
G
s
=
2
.
7
)
1
2
3
4
20 golpes/capa
25 golpes/capa
30
golpes/capa
50
golpes/
capa
Línea
óptima
g

5.5 Prueba Proctor modiﬁcada 99
Figura 5.7 Martillos utilizados en las pruebas Proctor estándar y modificada (Cortesía de ELE International)
Figura 5.8 Comparación de los martillos para la prueba Proctor estándar (izquierda) y modificada (dere-
cha) (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

100
Debido a que el esfuerzo de compactación aumenta, los resultados de la prueba Proctor
modificada resulta en un aumento del peso unitario seco máximo de suelo. El aumento del peso
unitario seco máximo se acompaña de una disminución del contenido de humedad óptimo.
En las discusiones anteriores, las especificaciones dadas para las pruebas Proctor adoptadas
porASTM yAASHTO sobre el volumen del molde (943.3 cm3) y el número de golpes (25 golpes/
capa) son generalmente las adoptadas para los suelos de grano fino que pasan el tamiz núm. 4. Sin
embargo, en cada designación de prueba los tres diferentes métodos sugeridos reflejan el tamaño
del molde, el número de golpes por capa y el tamaño máximo de las partículas en un agregado de
suelo usado para la prueba. Un resumen de los métodos de prueba se dan en las tablas 5.2 y 5.3.
Ejemplo 5.1
Los datos de las pruebas de laboratorio para una prueba Proctor estándar se dan en la tabla.
Encuentre el peso específico seco máximo y el contenido de humedad óptimo.
Especificaciones de la prueba Proctor estándar (Basadas en la Norma ASTM 698)
Método C
Método B
Método A
Elemento
101.6 mm 101.6 mm 152.4 mm
943.3 cm 3
943.3 cm3
2124 cm3
24.4 N 24.4 N 24.4 N
304.8 mm 304.8 mm 304.8 mm
25 25 56
3 3 3
591.3 kN-m/m 3
591.3 kN-m/m3
591.3 kN-m/m3
Diámetro del molde
Volumen del molde
Peso del martillo
Altura de la caída del martillo
Número de golpes de martillo
por capa de suelo
Número de capas de
compactación
Suelo utilizado Porción que pasa el
tamiz núm. 4
(4.57 mm). Puede
ser utilizada si
20% o menos del
peso de material
es retenido en el
tamiz núm. 4
Porción que pasa el
tamiz de 9.5 mm.
Puede utilizarse
si el suelo
retenido en el
tamiz núm. 4 es
más de 20% y
20% o menos del
peso es retenido
en el tamiz de
9.5 mm
tamiz de 19 mm.
Puede utilizarse si
más de 20% del
material es retenido
en el tamiz de 9.5
mm y menos de 30%
del peso es retenido
en el tamiz de 19
mm
Tabla 5.2
943.3 1.76 12
943.3 1.86 14
943.3 1.92 16
943.3 1.95 18
943.3 1.93 20
943.3 1.90 22
Contenido
de humedad
Volumen del molde
Proctor (cm3
)
Masa de suelo seco
en el molde (kg)

5.5 Prueba Proctor modiﬁcada 101
Solución
Podemos preparar la tabla siguiente:
943.3 17.27 18.3 12 16.34
943.3 18.25 19.3 14 16.93
943.3 18.84 20.0 16 17.24
943.3 19.13 20.3 18 17.20
943.3 18.93 20.1 20 16.75
943.3 18.64 19.8 22 16.23
Volumen,
V (cm3
)
Peso de
suelo húmedo,
W* (N)
Peso unitario
húmedo, G†
(kN/m3
)
Contenido
de humedad,
w (%)
Peso unitario
seco, Gd
‡
(kN/m3
)
*
W masa (en kg) 9.81 †
g
W
V
‡
gd
g
1
w%
100
Contenido óptimo de humedad, w (%)
Peso
unitario
seco
máximo,
g
d
(kN/m
3
)
18.0
17.5
17.0
16.5
16.0
10 12 14 16 18 20 22
16.3%
17.25
kN/m3
g
Figura 5.9
En la figura 5.9 se muestra la gráfica de gd en función de w. A partir de la gráfica, observamos
que
Peso máximo unitario seco 17.25 kN/m3
Contenido óptimo de humedad 16.3%

102
5.6 Relaciones empíricas
Omar et al. (2003) presentaron los resultados de las pruebas de compactación Proctor modifi-
cada en 311 muestras de suelo. De estas muestras, 45 fueron del suelo de grava (GP, GP-GM,
GW, GW-GM y GM), 264 eran suelo arenoso (SP, SP-SM, SW-SM, SW, SC-SM, SC y SM) y
dos eran de arcilla de baja plasticidad (CL). Todas las pruebas de compactación se llevaron a
cabo utilizando la norma ASTM 1557 método C. Con base en las pruebas, se desarrollaron las
siguientes correlaciones.
rd(máx) (kg/m3
) [4 804 574Gs 195.55(LL)2
156 971(R#4)0.5
9 527 830]0.5
(5.8)
In(wopt) 1.195 10 4
(LL)2
1.964Gs 6.617
10 5
(R#4) )
9
.
5
(
1
5
6
.
7
donde
rd(máx) densidad máxima seca
wopt contenido óptimo de humedad
Gs peso específico de sólidos de suelo
LL límite líquido, en porcentaje
R#4 porcentaje retenido en el tamiz núm. 4
Especificaciones de la prueba Proctor modificada (Basadas en Norma ASTM Prueba 1577)
Método C
Método B
Método A
Elemento
101.6 mm 101.6 mm 152.4 mm
943.3 cm 3
943.3 cm3
2124 cm3
44.5 N 44.5 N 44.5 N
457.2 mm 457.2 mm 457.2 mm
25 25 56
5 5 5
2696 kN-m/m 3
2696 kN-m/m 3
2696 kN-m/m 3
Diámetro del molde
Volumen del molde
Peso del martillo
Altura de la caída del martillo
Número de golpes de martillo
por capa de suelo
Número de capas de
compactación
Suelo utilizado Porción que pasa el
tamiz núm. 4
(4.57 mm). Puede
ser utilizada si
20% o menos del
peso de material
es retenido en el
tamiz núm. 4
tamiz de 9.5 mm.
Puede utilizarse
si el suelo
retenido en el
tamiz núm. 4 es
más de 20% y
20% o menos del
peso es retenido
en el tamiz de
9.5 mm.
tamiz de 19 mm.
Puede utilizarse si
más de 20% del
material es retenido
en el tamiz de 9.5
mm y menos de 30%
del peso es retenido
en el tamiz de 19
mm.
Tabla 5.3

5.6 Relaciones empíricas 103
Para suelos granulares con menos de 12% de finos (es decir, más fino que el tamiz núm.
200), la densidad relativa puede ser un mejor indicador de la especificación para la compacta-
ción final de producto en el campo. Basado en pruebas de compactación de laboratorio en 55
arenas limpias (menos de 5% más fino que el tamiz núm. 200), Patra et al. (2010) proporciona-
ron las siguientes relaciones
Dr AD50
B
(5.10)
A 0.216 ln E )
1
1
.
5
(
0
5
8
.
0
B 0.03 ln E )
2
1
.
5
(
6
0
3
.
0
donde Dr densidad relativa máxima de compactación alcanzada con energía de compacta-
ción
E (kN-m/m3)
D50 tamaño de grano medio (mm)
Gurtug y Sridharan (2004) propusieron correlaciones para el contenido óptimo de hume-
dad y el peso unitario seco máximo con el límite plástico (PL) de los suelos cohesivos. Estas
correlaciones se pueden expresar como:
wopt(%) [1.95 0.38(log E)] (PL) (5.13)
gd(máx) (kN/m3
) 22.68e 0.0183wopt(%)
(5.14)
donde
PL límite plástico (%)
E energía de compactación (kN-m/m3)
Para la prueba Proctor modificada, E 2700 kN/m3. Por tanto
wopt(%) 0.65(PL)
y
gd(máx) (kN/m3
) 22.68e 0.012(PL)
Osman et al. (2008) analizaron una serie de resultados de pruebas de laboratorio de com-
pactación en suelos de grano fino (cohesivo), incluidos los proporcionados por Gurtug y Sridha-
ran (2004). Sobre la base de este estudio, se desarrollaron las siguientes correlaciones:
wopt(%) (1.99 0.165 ln E)(PI) (5.15)
y
gd(máx)(kN/m3
) L Mwopt (%) (5.16)
donde
L 14.34 1.195 ln E (5.17)
M 0.19 0.073 ln E (5.18)
wopt contenido óptimo de humedad (%)
PI índice de plasticidad (%)
gd(máx) peso unitario seco máximo (kN/m3)
E energía de compactación (kN-m/m3)

104
Matteo et al. (2009) analizaron los resultados de 71 suelos de grano fino y proporciona-
ron las siguientes correlaciones para el contenido de agua óptimo (wopt) y el peso unitario seco
máximo [gd(máx)] para las pruebas Proctor modificadas (E 2700 kN-m/m3)
(5.19)
y
gd(máx)(kN/m3
) 40.316 (PI0.032
) 2.4 (5.20)
(w 0.295
opt )
wopt(%) 0.86(LL) 3.04a
LL
Gs
b 2.2
donde LL límite líquido (%)
PI índice de plasticidad (%)
Gs peso específico para sólidos de suelo
Ejemplo 5.2
Para una arena con 4% más fino que el tamiz núm. 200, estime la densidad relativa máxima
de compactación que se puede obtener a partir de una prueba Proctor modificada. Considere
D50 1.4 mm.
Solución
Para la prueba Proctor modificada, E 2696 kN-m/m3.
A 0.216 ln E 0.850 (0.216)(ln 2696) 0.850 0.856
B 0.03 ln E 0.306 (0.03)(ln 2696) 0.306 0.069
Dr (0.856)(1.4) 0.069
0.836 83.6%
AD B
50
Ejemplo 5.3
Para un suelo arcilloso limoso dado LL 43 y PL 18, estime el peso unitario seco máxi-
mo de compactación que se puede lograr mediante la realización de una prueba Proctor
modificada. Utilice la ecuación (5.16).
Solución
Para la prueba Proctor modificada, E 2696 kN-m/m3.
De las ecuaciones (5.17) y (5.18)
L 14.34 1.195 ln E 14.34 1.195 ln (2696) 23.78
M 0.19 0.073 ln E 0.19 0.073 ln (2696) 0.387
wopt (%) (1.99 0.165 ln E)(PI)
[1.99 0.165 ln(2696)](43 18) 17.16%
gd(máx) L Mwopt 23.78 (0.387)(17.16) 17.14 kN/m3

5.7 Compactación en campo 105
5.7 Compactación en campo
La mayor parte de la compactación en campo se hace con rodillos. Hay cuatro tipos comunes
de rodillos:
1. Rodillo de ruedas lisas (o rodillos de tambor liso)
2. Rodillo con neumáticos de caucho
3. Rodillos compactadores
4. Rodillo vibratorio
Los rodillos de ruedas lisas (figura 5.10) son adecuados para pruebas de rodado en explanadas y
para la operación de acabado de rellenos con suelos arenosos y arcillosos. Proporcionan una cobertura
de100%bajolasruedasconpresionesdecontactoentierrade310hasta380kN/m2.Nosonadecuados
para la producción de altos pesos unitarios de compactación cuando se utilizan en capas más gruesas.
Los rodillos con neumáticos de caucho (figura 5.11) son mejores en muchos aspectos que los
rodillos de ruedas lisas. Los primeros son vagones muy pesados con varias filas de neumáticos. Estos
neumáticos están muy próximos entre sí, de cuatro hasta seis en la fila. La presión de contacto debajo
de las llantas puede oscilar desde 600 hasta 700 kN/m2 que producen de 70% a 80% de cobertura.
Los rodillos neumáticos se pueden utilizar para la compactación de suelo arenoso y arcilloso. La
compactación se logra mediante una combinación de presión y acción de amasado.
Los rodillos compactadores (figura 5.12) son tambores con un gran número de proyecciones.
El área de cada una de estas proyecciones puede variar desde 25 hasta 85 cm2. Los rodillos com-
pactadores son más eficaces en la compactación de los suelos arcillosos. La presión de contacto en
las proyecciones puede variar de 1380 a 6900 kN/m2. Durante la compactación en campo, un pase
inicial compacta la parte inferior de una elevación. Las partes superior y media de la elevación se
compactan en una etapa posterior.
Los rodillos vibratorios son muy eficientes en la compactación de suelos granulares. Los
vibradores se pueden unir a ruedas lisas de caucho o a rodillos compactadores de suelo para
proporcionar efectos de vibración en la tierra. La vibración se produce mediante la rotación de
pesos fuera del centro.
Figura 5.10 Rodillo de rueda lisa (Ingram Compaction LLC)

106
Figura 5.11 Rodillo con neumáticos de caucho (Ingram Compaction LLC)
Figura 5.12 Rodillo compactador (Super Stock/Alamy)

5.8 Especiﬁcaciones para la compactación en campo 107
Los vibradores manuales pueden ser utilizados para la compactación efectiva de suelos
granulares en un área limitada. Estos vibradores también son montados en máquinas por cua-
drillas y pueden ser utilizados en las zonas menos restringidas.
Además, el tipo de suelo y contenido de humedad deben ser considerados otros factores
para alcanzar el peso unitario de compactación deseado en campo. Estos factores incluyen el
grosor de la elevación, la intensidad de la presión aplicada por el equipo de compactación y el área
sobre la cual se aplica la presión. La presión aplicada en la superficie disminuye con la profun-
didad, lo que resulta en una disminución en el grado de compactación del suelo.
Durante la compactación el peso unitario seco del suelo también se ve afectado por el nú-
mero de pasadas de los rodillos. El peso unitario seco de un suelo con un contenido de humedad
determinado aumentará hasta un cierto punto con el número de pasadas del rodillo. Más allá de
este punto, permanecerá aproximadamente constante. En la mayoría de los casos, alrededor de 4 a 6
pasadas del rodillo darán el peso unitario seco máximo económicamente alcanzable.
5.8 Especiﬁcaciones para la compactación en campo
En la mayoría de las especificaciones para el trabajo con tierra, una condición es que el con-
tratista debe lograr un peso unitario seco de campo compactado de 90 a 95% del peso unitario
seco máximo determinado en el laboratorio mediante la prueba Proctor, ya sea estándar o modi-
ficada. Esta especificación es, de hecho, para la compactación relativa R, que puede expresarse
como
(5.21)
R (%)
gd(campo)
gd(máx lab)
100
En la compactación de suelos granulares, las especificaciones se escriben a veces en
términos de la densidad relativa Dr requerida o la compactación. La densidad relativa no debe
confundirse con la compactación relativa. Del capítulo 3 podemos escribir
(5.22
Dr c
gd(campo) gd(mín)
gd(máx) gd(mín)
d c
gd (máx)
gd (campo)
d
Comparando las ecuaciones (5.21) y (5.22), podemos ver que
(5.23)
R
R0
1 Dr(1 R0)
donde
(5.24)
R0
gd(mín)
gd(máx)
La especificación para la compactación de campo sobre la base de la compactación relati-
va o de la densidad relativa es una especificación de producto final. Se espera que el contratista
logre un peso unitario seco mínimo independientemente del procedimiento de campo adoptado.
La condición de compactación más económica se puede explicar con la ayuda de la figura 5.13. Las
curvas de compactación A, B y C son para el mismo suelo con diferentes esfuerzos de com-
pactación. La curva A representa las condiciones de máximo esfuerzo de compactación que se
pueden obtener a partir de los equipos existentes, requeridas para lograr un peso unitario seco
mínimo de gd(campo) Rgd(máx). Para lograr esto, el contenido de humedad w debe estar entre

108
w1 y w2. Sin embargo, como puede verse en la curva de compactación C, la gd(campo) requerida
se puede lograr con un esfuerzo de compactación inferior a un contenido de humedad w w3.
Sin embargo, en la práctica un peso unitario de campo compactado gd(campo) Rgd(máx) no se
puede lograr por el esfuerzo mínimo de compactación, ya que no permite ningún margen para el
error teniendo en cuenta la variabilidad de las condiciones de campo. Por lo tanto, debe usarse
un equipo con poco más que el esfuerzo mínimo de compactación. La curva de compactación B
representa esta condición. Ahora se puede ver en la figura 5.13 que el contenido de humedad es
más económico entre w3 y w4. Tenga en cuenta que w w4 es el contenido de humedad óptimo
para la curva A, que es el esfuerzo máximo de compactación.
El concepto descrito en el párrafo anterior, junto con la figura 5.13, se atribuye tradicio-
nalmente a Seed (1964), quien fue una figura prominente en la ingeniería geotécnica moderna.
La idea se elabora con más detalle en Holtz y Kovacs (1981).
5.9 Determinación del peso unitario de campo
después de la compactación
Cuando el trabajo de compactación está progresando en el campo, es útil saber si se logra o no
el peso unitario especificado. Hay tres procedimientos estándar que se utilizan para la determi-
nación del peso unitario del campo de compactación:
1. Método del cono de arena
2. Método del globo de goma
3. Método nuclear
A continuación se presenta una breve descripción de cada uno de estos métodos.
Figura 5.13 Condición de compactación más económica
γd(máx)
Rγd(máx)
Peso
unitario
seco,
γ
d
w1
Contenido de humedad, w
w4 w3 w2
Línea
de óptima
A
B
C

5.9 Determinación del peso unitario de campo después de la compactación 109
Método del cono de arena (Norma ASTM D-1556)
El dispositivo de cono de arena consiste en un vaso o jarra de plástico con un cono de metal
unido a su parte superior (figura 5.14). La jarra se llena con arena de Ottawa seca muy uniforme
y se determina el peso (W1) de la jarra, el cono y la arena que llena la jarra. En el campo, se ex-
cava un pequeño agujero en la zona donde el suelo ha sido compactado. Si se determina el peso
de la humedad del suelo excavado desde el agujero (W2) y se conoce el contenido de humedad de
la tierra excavada, el peso seco del suelo (W3) está dado por
(5.25)
W3
W2
1
w (%)
100
donde w contenido de humedad.
Después de excavar del agujero, el cono con la jarra llena de arena unida a él se invierte
y se coloca sobre el orificio (figura 5.15). Se deja que la arena fluya fuera de la jarra dentro del
orificio y el cono. Una vez que el orificio y el cono están llenos, se determina el peso de la jarra,
el cono y la arena restante en la jarra (W4), por lo que
W5 W1 W4 (5.26)
donde W5 peso de arena que llena el agujero y el cono.
El volumen del orificio excavado ahora se puede determinar como
(5.27)
V
W5 Wc
gd(arena)
Figura 5.14 Jarra de plástico y cono de metal para el dispositivo del cono de arena (Cortesía de Braja M.
Das, Henderson, Nevada)

110
donde
Wc peso de la arena para llenar sólo el cono
gd(arena) peso unitario en seco de la arena de Ottawa utilizada
Los valores de Wc y gd(arena) se determinan a partir de la calibración realizada en el laboratorio.
El peso unitario seco de compactación hecho en el campo ahora se puede determinar como
(5.28)
gd
peso seco del suelo excavado del agujero
volumen del agujero
W3
V
Método del globo de goma (Norma ASTM D-2167)
El procedimiento para el método del globo de goma es similar al del método del cono de arena:
se hace un agujero de prueba y se determinan el peso húmedo de la tierra extraída del agujero y
su contenido de humedad. Sin embargo, el volumen del agujero se determina mediante la intro-
ducción, dentro del orificio, de un globo de goma lleno con agua de un recipiente de calibrado,
del que se puede leer directamente el volumen. El peso unitario seco de la tierra compactada se
puede determinar mediante el uso de la ecuación (5.25). La figura 5.16 muestra un recipiente
calibrado utilizado en este método.
Método nuclear
Los medidores de densidad nuclear se utilizan a menudo para determinar el peso unitario seco
compactado del suelo. Los medidores de densidad funcionan bien en los agujeros perforados
Figura 5.15 Determinación del peso unitario de campo con el método del cono de arena
Jarra
Arena de Ottawa
Válvula
Cono
Placa de metal
Agujero lleno con arena de Ottawa

5.10 Efecto de la compactación en las propiedades cohesivas del suelo 111
o desde la superficie del suelo, miden el peso del suelo húmedo por unidad de volumen y
también el peso del agua presente en una unidad de volumen del suelo. El peso unitario seco
de suelo compactado se puede determinar restando el peso del agua al peso unitario húmedo de
suelo. La figura 5.17 muestra una fotografía de un medidor de densidad nuclear.
5.10 Efecto de la compactación en las propiedades
cohesivas del suelo
La compactación induce variaciones en la estructura de los suelos cohesivos que, a su vez, afectan
a las propiedades físicas tales como la conductividad hidráulica y la resistencia a la cizalladura
(Lambe, 1958). Esto puede explicarse haciendo referencia a la figura 5.18. La figura 5.18a
muestra una curva de compactación (es decir, la variación del peso unitario seco en función
del contenido de humedad). Si la arcilla con un contenido de humedad es compactada en el
lado seco de la óptima, como se representa por el punto A, poseerá una estructura floculante
(es decir, una orientación aleatoria de partículas sueltas). En este momento cada partícula de
arcilla tiene una delgada capa de agua adsorbida y una capa más gruesa de agua viscosa de do-
ble capa. En este caso las partículas de arcilla se mantienen unidas por atracción electrostática
Figura 5.16 Recipiente calibrado para el método del globo de goma para la determinación del peso uni-
tario de campo (Cortesía de ELE International)

112
Figura 5.17 Medidor de densidad nuclear (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)
Figura 5.18 Naturaleza de la variación de (a) peso unitario seco, (b) conductividad hidráulica y (c) es-
fuerzo de compresión no confinado con contenido de humedad
Esfuerzo
de
compresión
no
confinado
Contenido de humedad
Conductividad
hidráulica
A
B
B
(a)
(b)
(c)
Peso
unitario
seco

5.11 Resumen 113
de los bordes con carga positiva a las caras cargadas negativamente. Para un contenido de humedad
bajo, la doble capa difusa de iones que rodean las partículas de arcilla no se puede desarrollar li-
bremente. Cuando se aumenta el contenido de humedad de compactación, como se muestra por el
punto B, las capas dobles difusas alrededor de las partículas se expanden, aumentando así la
repulsión entre las partículas de arcilla y dando un menor grado de floculación y un mayor
peso unitario seco. Un aumento continuo del contenido de humedad de B a C expandirá más
las capas dobles y esto se traducirá en un incremento continuo de la repulsión entre las par-
tículas. Esto le dará un grado aún mayor a la orientación de las partículas y una estructura
más o menos dispersa. Sin embargo, el peso unitario seco disminuirá debido a que el agua
añadida va a diluir la concentración de sólidos del suelo por unidad de volumen. También
es importante señalar que en un contenido de humedad dado, un mayor esfuerzo de com-
pactación tiende a dar una orientación más paralela a las partículas de arcilla, resultando así
una estructura más dispersa. Las partículas están más cerca y el suelo tiene un mayor peso
unitario de compactación.
Para un suelo y energía de compactación dados, la conductividad hidráulica (capítulo 6)
va a cambiar con el contenido de humedad de moldeo en el que se lleva a cabo la compactación.
La figura 5.18b muestra el carácter general de la variación de la conductividad hidráulica con el
peso unitario seco y el contenido de humedad de moldeo. La conductividad hidráulica, que es
una medida de la facilidad con que el agua fluye a través del suelo, disminuye con el aumento en
el contenido de humedad de moldeo. Con el contenido de humedad óptimo se alcanza un valor
mínimo aproximado. Más allá del contenido óptimo de humedad, la conductividad hidráulica
aumenta ligeramente.
La resistencia de los suelos arcillosos compactados (véase el capítulo 10) generalmente
disminuye con el contenido de humedad de moldeo. Esto se muestra en la figura 5.18c. Tenga
en cuenta que en el contenido óptimo de humedad aproximado hay una gran pérdida de fuerza.
Esto significa que si dos muestras son compactadas al mismo peso unitario en seco, una de
ellas sobre el lado seco de la óptima y la otra sobre el lado húmedo de la óptima, la muestra
compactada sobre el lado seco de la óptima (es decir, con estructura de floculante) exhibirá una
mayor resistencia.
5.11 Resumen
En este capítulo hemos hablado de lo siguiente:
1. Pruebas de compactación estándar y modificada que se llevan a cabo en el laboratorio para
determinar el peso unitario seco máximo de compactación y el contenido óptimo de humedad
que se utilizan para desarrollar las especificaciones de compactación en campo.
2. El peso unitario seco máximo de compactación es una función de la energía de com-
pactación.
3. Los rodillos de ruedas lisas, los rodillos de compactación y los rodillos con neumáticos de
goma se utilizan generalmente para la compactación de campo.
4. Los rodillos vibratorios son muy eficaces en la compactación de suelos granulares.
5. El método del cono de arena, el método del globo de goma y los densímetros nucleares
se utilizan para comprobar si la compactación de campo cumple con las especificaciones de
compactación deseadas.
6. La conductividad hidráulica del suelo de arcilla disminuye con el aumento en el contenido
de humedad de moldeo y alcanza un valor mínimo aproximado en el contenido de humedad
óptimo.

114
Problemas
5.1 Dado Gs 2.75, calcule el peso unitario de cero vacíos de aire para un suelo en kN/m3
para w 5%, 8%, 10%, 12% y 15%.
5.2 A continuación se dan los resultados de una prueba Proctor estándar. Determine el peso
unitario seco máximo de compactación y el contenido de humedad óptimo.
Peso
del suelo
húmedo en
el molde (N)
4
.
8
5
.
4
1
3
4
9
943 18.46 10.2
943 20.77 12.3
943 17.88 14.6
943 16.15 16.8
Volumen del
molde Proctor
(cm3
)
Contenido de
humedad
(%)
5.3 Para el suelo descrito en el problema 5.2, si Gs 2.72, determine la relación de vacío y
el grado de saturación en el contenido de humedad óptimo.
5.4 En la tabla siguiente se dan los resultados de una prueba Proctor estándar. Determine la
densidad seca máxima (kg/m3) de la compactación y el contenido de humedad óptimo.
9
.
9
8
6
.
1
3
.
3
4
9
943.3 1.71 10.6
943.3 1.77 12.1
943.3 1.83 13.8
943.3 1.86 15.1
943.3 1.88 17.4
943.3 1.87 19.4
943.3 1.85 21.2
Masa de
suelo húmedo
en el molde
(kg)
Volumen del
molde Proctor
(cm3
)
Contenido de
humedad
(%)
5.5 Una prueba de la determinación del peso unitario de campo para el suelo descrito en el
problema 5.4 arrojó los siguientes datos: contenido de humedad 10.5 % y densidad
húmeda 1705 kg/m3. Determine la compactación relativa.
5.6 El contenido de humedad in situ de un suelo es 18% y el peso unitario húmedo es 16.5
kN/m3. El peso específico de los sólidos del suelo es de 2.75. Este suelo debe ser excavado
y transportado a un sitio de construcción para su uso en un relleno compactado. Si las
especificaciones requieren que el suelo se compacte a un peso unitario seco mínimo
de 16.27 kN/m3 al mismo contenido de humedad de 18%, ¿cuántos metros cúbicos de
tierra de la excavación se necesitan para producir 7.651 m3 de relleno compactado?
¿Cuántos camiones de carga de 178 kN son necesarios para el transporte de la tierra
excavada?
5.7 El relleno de un terraplén propuesto requiere 3.500 m3 de tierra compactada. La relación
de vacío del relleno compactado se especifica como 0.65. Están disponibles cuatro
bancos de material, tal como se describe en la siguiente tabla, que muestra las relaciones

Problemas 115
respectivas de vacíos del suelo y el costo por metro cúbico para mover el suelo para la obra
propuesta. Haga los cálculos necesarios para seleccionar el pozo del que debe comprarse el
suelo para minimizar el costo. Suponga que Gs es el mismo en todos los pozos.
Pozo de material Relación de vacíos Costo ($/m3
)
9
5
8
.
0
A
6
2
.
1
B
7
5
9
.
0
C
0
1
5
7
.
0
D
5.8 Los pesos unitarios secos máximo y mínimo de una arena fueron determinados en el
laboratorio como 17.5 kN/m3 y 14.8 kN/m3, respectivamente. ¿Cuál sería la compactación
relativa en campo si la densidad relativa es de 70%?
5.9 En la tabla se muestran los resultados de la prueba de compactación de laboratorio en un
suelo arcilloso.
Contenido de humedad (%) Peso unitario seco (kN/m3
)
0
8
.
4
1
6
5
4
.
7
1
8
2
5
.
8
1
9
9
.
8
1
1
1
5
.
8
1
2
1
9
.
6
1
4
1
A continuación se presentan los resultados de una prueba de determinación del peso
unitario de campo en el mismo suelo con el método del cono de arena:
• Calibrado densidad seca de arena de Ottawa 1.570 kg/m3
• Calibrado masa de arena de Ottawa para llenar el cono 0.545 kg
• Masa de la jarra + cono + arena (antes de su uso) 7.59 kg
• Masa de la jarra + cono + arena (después de su uso) 4.78 kg
• Masa de suelo húmedo del agujero 3.007 kg
• Contenido de humedad del suelo húmedo 10.2 %
Determine
a. Peso unitario seco de compactación en campo
b. Compactación relativa en campo
5.10 Para un suelo granular, se dan los siguientes datos:
• Gs 2.6
• Límite líquido de la fracción que pasa el tamiz núm. 40 20
• Porcentaje retenido en el tamiz núm. 4 20
Usando las ecuaciones (5.8) y (5.9), estime la densidad seca máxima de compactación y
el contenido de humedad óptimo con base en la prueba Proctor modificada.
5.11 Para arena con 3% de finos estime la densidad relativa máxima de compactación que
puede obtenerse a partir de una prueba Proctor estándar dado el tamaño de grano medio,
D50 1.9 mm.

116
Referencias
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Foundations Division, ASCE, Vol. 84, No. SM2, 1654-1–1654-34.
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Washington, D.C., 1–9.
Matteo, L. D., Bigotti, F., and Ricco, R. (2009). “Best-Fit Model to Estimate Proctor
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of Granular Soils in United Arab Emirates,” Geotechnical and Geological Engineering,
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Fine- Grained Soils Based on Compaction Energy,” Canadian Geotechnical Journal,Vol.
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Density of Clean Sand with Median Grain Size and Compaction Energy,” International
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Proctor, R. R. (1933). “Design and Construction of Rolled Earth Dams,” Engineering News
Record, Vol. 3, 245–248, 286–289, 348–351, 372–376.
Seed, H. B. (1964). Lecture Notes, CE 271, Seepage and Earth Dam Design, University of
California, Berkeley.

6.1 Introducción
Los suelos tienen vacíos interconectados por donde el agua puede fluir desde los puntos de alta
energía a los puntos de baja energía. El estudio del flujo de agua a través de medios porosos del
suelo es importante en la mecánica del suelo. Es necesario para la estimación de la cantidad de
filtración subterránea bajo diversas condiciones hidráulicas, para la investigación de los proble-
mas que implica el bombeo de agua para construcción subterránea y para la realización de los
análisis de estabilidad de presas y estructuras de retención de tierra que están sujetas a fuerzas
de filtración.
La velocidad de descarga del agua, que es la cantidad de agua que fluye por unidad de
tiempo a través de un área de sección unitaria transversal de suelo (en ángulos rectos a la di-
rección del flujo), es una función de la conductividad hidráulica y del gradiente hidráulico. La
conductividad hidráulica es un parámetro importante para un suelo en el estudio de la filtración.
En este capítulo vamos a discutir los procedimientos para determinar la conductividad hidráu-
lica de los suelos en el laboratorio y en el campo.
6.2 Ecuación de Bernoulli
A partir de la mecánica de fluidos sabemos que, de acuerdo con la ecuación de Bernoulli, la altura
total en un punto en agua en movimiento puede ser dado por la suma de la presión, la velocidad
y el desnivel, o
h Z (6.1)
Desnivel
c
c
c
v2
2g
u
gw
Presión
de carga
Velocidad
de carga
C A P Í T U L O 6
Conductividad hidráulica
117

Capítulo 6: Conductividad hidráulica
118
donde
h carga total
u presión
v velocidad
g aceleración debida a la gravedad
Ȗw peso unitario del agua
Observe que el desnivel, Z, es la distancia vertical de un punto dado por encima o por debajo de
un plano de referencia. La carga de presión es la presión del agua u en ese punto, dividida entre
el peso unitario de agua Ȗw.
Si la ecuación de Bernoulli se aplica al flujo de agua a través de un medio de suelo poroso,
el término que contiene la velocidad de carga puede despreciarse debido a que la velocidad de
filtración es pequeña. A continuación, la altura total en cualquier punto se puede representar
adecuadamente por
(6.2)
h
u
gw
Z
La figura 6.1 muestra la relación entre la presión, la elevación y las cargas totales para el
flujo de agua a través del suelo. Tubos abiertos llamados piezómetros se instalan en los puntos
A y B. Los niveles a los que el agua se eleva en estos tubos situados en los puntos A y B se
conocen como niveles piezométricos de los puntos A y B, respectivamente. La presión de carga
en un punto es la altura de la columna vertical de agua en el piezómetro instalado en ese punto.
La pérdida de carga entre dos puntos, A y B, se puede dar por
(6.3)
¢h hA hB a
uA
gw
ZA b a
uB
gw
ZB b
Figura 6.1 Presión, elevación y cargas totales para el flujo del agua a través de un suelo
uB
w
ZB
L
uA
w
ZA
Flujo
hA
hB
Nivel base
h
A
B

La pérdida de carga, ǻh, puede expresarse en forma adimensional como
(6.4)
i
¢h
L
donde
i gradiente hidráulico
L distancia entre los puntos A y B, es decir, la longitud de flujo sobre el que ocurre la
pérdida de carga
En general, la variación de la velocidad, v, con el gradiente hidráulico, i, es como se
muestra en la figura 6.2. Esta gráfica se divide en tres zonas:
1. Zona de flujo laminar (zona I)
2. Zona de transición (zona II)
3. Zona de flujo turbulento (zona III)
Cuando el gradiente hidráulico se incrementa gradualmente, el flujo sigue siendo laminar en las
zonas I y II, y la velocidad, v, tiene una relación lineal con el gradiente. En un gradiente hidráu-
lico superior, el flujo se vuelve turbulento (zona III). Cuando el gradiente hidráulico disminuye,
existen condiciones de flujo laminar sólo en la zona I.
En la mayoría de los suelos, el flujo de agua a través de los espacios vacíos se puede
considerar laminar, por lo que,
(6.5)
v r i
En roca fracturada, gravas y arenas muy gruesas, pueden existir condiciones de flujo turbulento
y la ecuación (6.5) puede no ser válida.
Figura 6.2 Naturaleza de la variación de v con el gradiente hidráulico, i
Velocidad,
v
Gradiente hidráulico, i
Zona III
Zona de flujo turbulento
Zona II
Zona de transición
Zona I
Zona de
flujo laminar

120
6.3 Ley de Darcy
En 1856, Henri Philibert Gaspard Darcy publicó una ecuación empírica simple para la veloci-
dad de descarga del agua a través de los suelos saturados. Esta ecuación se basa principalmente
en las observaciones que Darcy hace sobre el flujo de agua a través de arenas limpias y se da
como
(6.6)
v ki
donde
v velocidad de descarga, que es la cantidad de agua que fluye por unidad de tiempo a
través de un área de sección transversal unitaria bruta de suelo en ángulo recto con
la dirección del flujo
k conductividad hidráulica (también conocida como coeficiente de permeabilidad)
La conductividad hidráulica se expresa en cm/s o m/s, y la descarga es en m3/s. Debe señalarse
que, en unidades del SI, la longitud se expresa en mm o m, por lo que, en ese sentido, la con-
ductividad hidráulica debe ser expresada en mm/s en lugar de cm/s. Sin embargo, los ingenieros
geotécnicos siguen utilizando cm/s como la unidad para la conductividad hidráulica.
Observe que la ecuación (6.6) es similar a la ecuación (6.5); ambas son válidas para las
condiciones de flujo laminar y aplicables para una amplia gama de suelos. En la ecuación (6.6),
v es la velocidad de descarga de agua con base en el área de la sección transversal bruta de sue-
lo. Sin embargo, la velocidad real de agua (es decir, la velocidad de filtración) a través de los
espacios vacíos es mayor que v. Se puede deducir una relación entre la velocidad de descarga y
la velocidad de filtración haciendo referencia a la figura 6.3, que muestra un suelo de longitud L
con una sección transversal de área bruta A. Si la cantidad de agua que fluye a través del suelo
por unidad de tiempo es q, entonces
q vA Avvs (6.7)
donde
vs velocidad de filtración
Av área de vacíos en la sección transversal de la muestra
Figura 6.3 Deducción de la ecuación (6.10)
Tasa
de flujo, q
L
Área de
la muestra
de suelo ⫽ A
Área de vacíos
en la sección
transversal ⫽ Av
Área de sólidos
en el suelo en
la sección
transversal ⫽ As

6.4 Conductividad hidráulica 121
Sin embargo,
A Av As (6.8)
donde As área de sólidos del suelo en la sección transversal de la muestra. Combinando las
ecuaciones (6.7) y (6.8) se obtiene
q v(Av As) Avvs
o
(6.9)
vs
v(Av As)
Av
v(Av As)L
AvL
v(Vv Vs)
Vv
donde
Vv volumen de vacíos en la muestra
Vs volumen de sólidos del suelo en la muestra
La ecuación (6.9) puede ser reescrita como
(6.10)
vs v ≥
1 a
Vv
Vs
b
Vv
Vs
¥ va
1 e
e
b
v
n
donde
e relación de vacíos
n porosidad
Tenga en cuenta que los términos de la velocidad real y la velocidad de filtración se defi-
nen en un sentido normal. Las velocidades reales y la filtración variarán con la ubicación dentro
del volumen de poros del suelo.
6.4 Conductividad hidráulica
La conductividad hidráulica de los suelos depende de varios factores: la viscosidad del fluido, la
distribución de tamaño de poro, distribución de tamaño de grano, la relación de vacíos, la ru-
gosidad de las partículas minerales y el grado de saturación del suelo. En suelos arcillosos la
estructura juega un papel importante en la conductividad hidráulica. Otros factores importantes
que afectan a la conductividad hidráulica de arcillas son la concentración iónica y el espesor de
las capas de agua contenidas en las partículas de arcilla.
El valor de la conductividad hidráulica, k, varía entre los diferentes suelos. Algunos valo-
res típicos para suelos saturados se dan en la tabla 6.1. La conductividad hidráulica de los suelos
no saturados es menor y aumenta rápidamente con el grado de saturación.
La conductividad hidráulica de un suelo también está relacionada con las propiedades del
fluido que fluye a través de él por la siguiente ecuación:
(6.11)
k
gw
h
K

122
donde
gw peso unitario del agua
h coeficiente de viscosidad del fluido
K permeabilidad absoluta
La permeabilidad absoluta, K, se expresa en unidades de longitud al cuadrado (es decir, cm2).
La ecuación 6.11 mostró que la conductividad hidráulica es una función del peso unitario
y la viscosidad del agua, que es a su vez una función de la temperatura a la que se lleva a cabo
la prueba. Por lo tanto, de la ecuación (6.11),
(6.12)
kT1
kT2
a
hT2
hT1
b a
gu(T1)
gu(T2)
b
donde
gu(T1), gu(T2)
hT1
, hT2
KT1
, KT2
conductividad hidráulica a temperaturas T1 y T2, respectivamente
viscosidad del fluido a temperaturas T1 y T2, respectivamente
unidad de peso de agua a temperaturas T1 y T2, respectivamente
Esto es una convención para expresar el valor de k a una temperatura de 20°C. Dentro de la
gama de temperaturas de prueba, podemos suponer que gu(T2)
gu(T1) . Por lo tanto, de la ecua-
ción (6.12)
(6.13)
k20°C a
hT °C
h20°C
bkT°C
La variación de hT|/h20ºC con la temperatura de prueba T que varía de 15 a 30°C se da
en la tabla 6.2.
Valores típicos de conductividad hidráulica para suelos saturados
Tipo de suelo k (cm/s)
1
–
0
0
1
Grava limpia
1
0
.
0
–
0
.
1
Arena gruesa
1
0
0
.
0
–
1
0
.
0
Arena fina
1
0
0
0
0
.
0
–
1
0
0
.
0
Arcilla limosa
Arcilla 0.000001
Tabla 6.1
Variación de T°C/ 20°C
Temperatura,T (°C) T °C/ 20°C Temperatura,T (°C) T °C/ 20°C
15 1.135 23 0.931
16 1.106 24 0.910
17 1.077 25 0.889
18 1.051 26 0.869
19 1.025 27 0.850
20 1.000 28 0.832
21 0.976 29 0.814
22 0.953 30 0.797
Tabla 6.2

6.5 Determinación de la conductividad hidráulica
en laboratorio
Para determinar la conductividad hidráulica del suelo se utilizan dos pruebas de laboratorio es-
tándar: la prueba de carga constante y la prueba de caída de carga. La prueba de carga constante
se utiliza principalmente para suelos de grano grueso. Sin embargo, para suelos de grano fino
las velocidades de flujo a través del suelo son demasiado pequeñas y, por lo tanto, se prefieren las
pruebas de caída de carga. A continuación se da una breve descripción de cada una.
Prueba de carga constante
En la figura 6.4 se muestra una disposición típica de la prueba de permeabilidad de carga cons-
tante. En este tipo de configuración de laboratorio, el suministro de agua a la entrada se ajusta
de tal manera que la diferencia de la carga entre la entrada y la salida se mantiene constante
durante el periodo de prueba. Después que se estableció una velocidad de flujo constante, el
agua se colecta en un matraz graduado para una duración conocida.
El volumen total de agua recolectada, Q, se puede expresar como
Q Avt A(ki)t (6.14)
donde
A área de la sección transversal de la muestra de suelo
t duración de la recolección de agua
Figura 6.4 Prueba de permeabilidad de carga constante
Roca porosa
Roca porosa
Muestra de suelo
Matraz
graduado
L
h

124
También, como
(6.15)
i
h
L
donde L longitud de la muestra, la ecuación (6.15) puede ser sustituida en la ecuación (6.14)
para obtener
(6.16)
o
(6.17)
k
QL
Aht
Q Aak
h
L
bt
Prueba de caída de carga
En la figura 6.5 se muestra una disposición típica de la prueba de permeabilidad de caída de
carga. El agua de un tubo vertical fluye a través del suelo. Se registra la diferencia inicial de carga,
h1, en el tiempo t 0, y se permite que el agua fluya a través de la muestra de suelo de tal manera
que la diferencia final de carga en el tiempo t t2 es h2.
Figura 6.5 Prueba de permeabilidad de caída de carga
Roca
porosa
h
h2
h1
dh
Muestra
de suelo
Tubo
vertical
Roca
porosa

La tasa de flujo del agua q, a través de la muestra en cualquier tiempo t, puede obtenerse
mediante
(6.18)
q k
h
L
A a
dh
dt
donde
a área de sección transversal del tubo vertical
A área de sección transversal de la muestra de suelo
Reordenando la ecuación (6.18) se obtiene
(6.19)
dt
aL
Ak
a
dh
h
b
La integración del lado izquierdo de la ecuación (6.19) con límites de tiempo de 0 a t y el lado
derecho con límites de diferencia de carga de h1 a h2 se obtiene de
o
(6.20)
k 2.303
aL
At
log10
h1
h2
t
aL
Ak
loge
h1
h2
Ejemplo 6.1
Para una prueba de permeabilidad de carga constante en laboratorio sobre una arena fina, se
dan los siguientes valores (véase la figura 6.4):
• Longitud de la muestra 300 mm
• Diámetro de la muestra 150 mm
• Diferencia de carga 500 mm
• Agua recolectada en 5 min 350 cm3
Determine:
a. La conductividad hidráulica, k, del suelo (cm/s)
b. La velocidad de descarga (cm/s)
c. La velocidad de filtración (cm/s)
La relación de vacíos de la muestra de suelo es 0.46.

126
Solución
a. De la ecuación (6.17)
3.96 10 3
cm/s
k
QL
Aht
(350) (30)
a
p
4
152
b (50)(300 s)
b. De la ecuación (6.6)
6.6 10 3
cm/s
v ki (3.96 10 3
) a
50
30
b
c. De la ecuación (6.10)
20.95 10 3
cm/s
vs va
1 e
e
b (6.6 10 3
) a
1 0.46
0.46
b
Ejemplo 6.2
Una capa de suelo permeable está sustentada por una capa impermeable, tal como se muestra
en la figura 6.6a. Con k 4.8 103 cm/s para la capa permeable, calcule la tasa de filtra-
ción a través de ella en m3/hr/m si H 3 m y a 5º.
Solución
De la figura 6.6b y la ecuación (6.15),
q kiA (k) (sen ) (3 cos ) (1); k 4.8 10 3
cm/s 4.8 10 5
m/s;
0.045 m3
/hr/m
Para cambiar
a m/hr
c
q (4.8 10 5
) (sen 5°) (3 cos 5°) (3600)
i
Pérdida de carga
Longitud
L¿tan a
a
L¿
cos a
b
sena

Ejemplo 6.3
Para una prueba de permeabilidad de caída de carga, se dan los siguientes valores: longitud
de la muestra 38 cm, área de la muestra 19.4 cm2 y k 2.92 103 cm/s. ¿Cuál de-
bería ser el área del tubo vertical para que la carga caiga de 64 cm a 30 cm en 8 minutos?
Solución
2
9
.
2 10 3
2.303a
a 38
19.4 480 s
blog10 a
64 cm
30 cm
b
k 2.303
aL
At
log10
h1
h2
a 0.944 cm2
Figura 6.6 Diagrama que muestra el flujo
(a)
(b)
5
Nivel freático (sin superficie)
H
a
L´
cos a
Superficie del suelo
Capa impermeable
Dirección de
la filtración
L´
3
cos
a
(m)
a

128
Ejemplo 6.4
La conductividad hidráulica de un suelo arcilloso es 3 107 cm/s La viscosidad del agua a
25ºC es 0.0911 104 g · s/cm2. Calcule la permeabilidad absoluta del suelo, K.
Solución
por lo tanto,
K 0.2733 10 11
cm2
3 10 7
a
1g/cm3
0.0911 10 4
b K
k
gw
h
K 3 10 7
cm/s
6.6 Relaciones empíricas para la conductividad hidráulica
A través de los años se han propuesto varias ecuaciones empíricas para la estimación de la con-
ductividad hidráulica. Algunas de éstas se discuten brevemente en esta sección.
Suelo granular
Para arena bastante uniforme (es decir, un pequeño coeficiente de uniformidad), Hazen (1930)
propuso una relación empírica para la conductividad hidráulica en la forma
(6.21)
k (cm/s) cD2
10
donde
c constante que varía de 1.0 a 1.5
D10 diámetro efectivo (mm)
La ecuación (6.21) se basa principalmente en las observaciones de Hazen de arenas sueltas,
limpias y filtradas. Una pequeña cantidad de limos y arcillas, cuando están presentes en un
suelo arenoso, puede cambiar la conductividad hidráulica considerablemente. En los últimos
años, observaciones experimentales han demostrado que la magnitud de c para varios tipos de
suelos granulares puede variar por tres órdenes de magnitud (Carrier, 2003) y, por lo tanto, no
es muy fiable.
Otra forma de la ecuación que da resultados bastante buenos en la estimación de la con-
ductividad hidráulica de suelos arenosos se basa en la ecuación de Kozeny-Carman (Kozeny,
1927; Carman, 1938, 1956). La deducción de esta ecuación no se presenta aquí. Los lectores
interesados pueden consultar cualquier libro de mecánica de suelos avanzada. De acuerdo con
la ecuación de Kozeny-Carman
(6.22)
k
1
CS S2
T2
gw
h
e3
1 e

donde
Cs factor de forma, que es una función de la forma de los canales de flujo
Ss área de superficie específica por unidad de volumen de las partículas
T tortuosidad de canales de flujo
h coeficiente de viscosidad del fluido
e relación de vacíos
Para el uso práctico, Carrier (2003) ha modificado la ecuación (6.22) de la siguiente manera.
A 20ºC, gw/h para el agua es de aproximadamente 9.93 104
a
1
cm # s
b. También, (CsT2) es
aproximadamente igual a 5. Sustituyendo estos valores en la ecuación (6.22), obtenemos
(6.23)
k 1.99 104
a
1
Ss
b
2
e3
1 e
Una vez más,
(6.24)
Ss
SF
Def
a
1
cm
b
con
(6.25)
Def
100%
π a
fi
D(prom) i
b
donde
fi fracción de partículas entre dos tamaños de tamiz, en porcentaje
(Nota: tamiz más grande, l; tamiz más pequeño, s)
D(prom)i (cm) [Dli (cm)]0.5
[Dsi (cm)]0.5
(6.26)
SF factor de forma
Combinando las ecuaciones (6.23), (6.24), (6.25) y (6.26),
(6.27)
k 1.99 104
≥
100%
©
fi
D0.5
li D0.5
si
¥
2
a
1
SF
b
2
a
e3
1 e
b
La magnitud de SF puede variar entre 6 a 8, dependiendo de la angulosidad de las partículas
del suelo.
Carrier (2003) sugirió además una ligera modificación a la ecuación (6.27), que se puede
escribir como
(6.28)
k 1.99 104
≥
100%
©
fi
D0.404
li D0.595
si
¥
2
a
1
SF
b
2
a
e3
1 e
b

130
La ecuación (6.28) sugiere que
(6.29)
k r
e3
1 e
El autor recomienda el uso de las ecuaciones (6.28) y (6.29).
Suelo cohesivo
Tavenas et al. (1983) también dio una correlación entre la relación de vacíos y la conductividad
hidráulica del suelo arcilloso para el flujo en dirección vertical. Esta correlación se muestra en
la figura 6.7. Sin embargo, un punto importante a tener en cuenta es que en la figura 6.7, PI,
el índice de plasticidad, y CF, la fracción de tamaño de arcilla en el suelo, están en forma de
fracción (decimal).
De acuerdo con sus observaciones experimentales, Samarasinghe, Huang y Drnevich
(1982) sugirieron que la conductividad hidráulica de arcillas normalmente consolidadas (véase
el capítulo 9 para la definición) puede ser dado por la siguiente ecuación:
(6.30)
k Ca
en
1 e
b
donde C y n son constantes a ser determinadas experimentalmente.
Figura 6.7 Variación de la relación de vacíos con la conductividad hidráulica de suelos arcillosos (Basa-
do en Tavenas et al., 1983)
k (m/s)
Relación
de
vacíos,
e
10 11 10 10 10 9 5 10 9
0.4
0.8
1.2
1.6
2.0
2.4
2.8 PI CF 1.25
0.5
1.0
0.75

Ejemplo 6.5
La conductividad hidráulica de una arena con una relación de vacíos de 0.5 es 0.02 cm/s.
Estime la conductividad hidráulica de esta arena para una relación de vacíos de 0.65. Utilice
la ecuación (6.29).
Solución
Así
Por lo tanto
k0.65
k0.5
0.5
0.02
0.5
0.04 cm/s
k0.5
k0.65
c
0.53
1 0.5
d
c
0.653
1 0.65
d
0.5
k r
e3
1 e
Ejemplo 6.6
A continuación se dan la relación de vacíos y la relación de conductividad hidráulica para
una arcilla normalmente consolidada.
Relación de vacíos k (cm/s)
0.6 10 7
1.519 10 7
1.52
1.2
Estime el valor de k para la misma arcilla con una relación de vacíos de 1.4.
Solución
k1
k2
c
en
1
1 e1
d
c
en
2
1 e2
d
La sustitución de e1 1.2, k1 0.6 107 cm/s, e2 1.52, k2 1.159 107 cm/s en la
ecuación anterior da
o
n 4.5
0.6
1.519
a
1.2
1.52
b
n
a
2.52
2.2
b

132
Una vez más, de la ecuación (6.30)
o
C 0.581 10 7
cm/s
Así
k (0.581 10 7
)a
e4.5
1 e
b cm/s
6
.
0 10 7
C a
1.24.5
1 1.2
b
k1 C a
en
1
1 e1
b
Ahora, sustituyendo e 1.4 en la ecuación anterior
k (0.581 10 7
)a
1.44.5
1 1.4
b 1.1 10 7
cm/s
Ejemplo 6.7
Los resultados de un análisis de tamiz para una arena son los siguientes. Estime la conduc-
tividad hidráulica mediante la ecuación (6.28), teniendo en cuenta que la relación de vacíos
de la arena es 0.6. Use SF 7.
Tamiz núm. Porcentaje que pasa
0
0
1
0
3
6
9
0
4
4
8
0
6
0
5
0
0
1
0
0
0
2
Solución
Ahora puede prepararse la tabla siguiente.
30 0.06 100
4
6
9
5
2
4
0
.
0
0
4
2
1
4
8
2
0
.
0
0
6
4
3
0
5
5
1
0
.
0
0
0
1
0
5
0
5
7
0
0
.
0
0
0
2
Tamiz
núm.
Apertura de tamiz
(cm)
Porcentaje
de paso
Fracción de partículas entre
dos tamices consecutivos (%)

6.7 Conductividad hidráulica equivalente en suelos estratiﬁcados 133
Para la fracción entre los tamices números 30 y 40:
fi
D0.404
li D0.595
si
4
(0.06)0.404
(0.0425)0.595
81.62
Para la fracción entre los tamices números 40 y 60:
fi
D0.404
li D0.595
si
12
(0.0425)0.404
(0.02)0.595
440.76
Del mismo modo, para la fracción entre los tamices números 60 y 100:
fi
D0.404
li D0.595
si
34
(0.02)0.404
(0.015)0.595
2009.5
Y para la fracción entre los tamices números 100 y 200:
100%
©
fi
D0.404
li D0.595
si
100
81.62 440.76 2009.5 5013.8
0.0133
fi
D0.404
li D0.595
si
50
(0.015)0.404
(0.0075)0.595
5013.8
k (1.99 104
)(0.0133)2
a
1
7
b
2
a
0.63
1 0.6
b 0.0097 cm/s
6.7 Conductividad hidráulica equivalente
en suelos estratiﬁcados
Dependiendo de la naturaleza del depósito de suelo, la conductividad hidráulica de una capa
de suelo dado puede variar con la dirección del flujo. En un depósito de suelo estratificado, donde
la conductividad hidráulica para el flujo en direcciones diferentes cambia de capa a capa, una
determinación de la conductividad hidráulica equivalente se convierte en necesaria para simpli-
ficar los cálculos. Las siguientes deducciones se refieren a la conductividad hidráulica equiva-
lente para el flujo en las direcciones vertical y horizontal a través de suelos de varias capas con
estratificación horizontal.
La figura 6.8 muestra n capas de suelo con el flujo en la dirección horizontal. Considere-
mos una sección transversal de la unidad de longitud que pasa a través de las n capas y perpen-
dicular a la dirección del flujo. El flujo total a través de la sección transversal en la unidad de
tiempo puede ser escrito como
(6.31)
v1
# 1 # H1 v2
# 1 # H2 v3
# 1 # H3
p vn
# 1 # Hn
q v # 1 # H

134
donde
v velocidad media de descarga
v1, v2, v3, p , vn velocidades de descarga de flujo en las capas indicadas por los subíndices.
Si kH1
, kH2
, kH3
,...kHn
son las conductividades hidráulicas de las capas individuales en la
dirección horizontal, y kH(eq) es la conductividad hidráulica equivalente en la dirección horizon-
tal, entonces, a partir de la ley de Darcy
v kH(eq)ieq ; v1 kH1
i1 ; v2 kH2
i2 ; v3 kH3
i3 ; p ; vn kHn
in
La sustitución de las relaciones anteriores para las velocidades en la ecuación (6.31),
tomando en cuenta que ieq i1 i2 i3 p in da como resultado
(6.32)
kH(eq)
1
H
(kH1
H1 kH2
H2 kH3
H3
p kHn
Hn)
La figura 6.9 muestra n capas de suelo con el flujo en la dirección vertical. En este caso,
la velocidad de flujo a través de todas las capas es la misma. Sin embargo, la pérdida de carga
total h es igual a la suma de la pérdida de carga en cada capa. Así
v v1 v2 v3
. . . vn (6.33)
y
h h1 h2 h3
. . . hn (6.34)
Usando la ley de Darcy, ecuación (6.33) se puede escribir como
(6.35)
kV(eq)
h
H
kV1
i1 kV2
i2 kV3
i3
p kVn
in
donde kV1, kV2, kV3, . . . , son las conductividades hidráulicas de las capas individuales en la
dirección vertical y kV(eq) es la conductividad hidráulica equivalente.
Figura 6.8 determinación de la conductividad hidráulica equivalente de un flujo horizontal en un suelo
estratificado
H2
H3
H1
Dirección
del flujo
H
kV1 kH1
kV2
kH2
kVn
kHn
kV3
kH3
Hn

De nuevo, de la ecuación (6.33)
h H1i1 H2i2 H3i3
. . . Hnin (6.36)
La solución de las ecuaciones (6.35) y (6.36) da como resultado
(6.37)
kV(eq)
H
a
H1
kV1
b a
H2
kV2
b a
H3
kV3
b p a
Hn
kVn
b
6.8 Pruebas de permeabilidad en campo
por bombeo de pozos
En el campo, la conductividad hidráulica media de un depósito de suelo en la dirección del flujo
se puede determinar mediante la realización de pruebas de bombeo de pozos. La figura 6.10
muestra un caso en el que la capa superior permeable no está confinada, cuya conductividad
Figura 6.9 Determinación de la conductividad hidráulica equivalente para un flujo vertical en un suelo
estratificado
H2
H3
H1
kV1 kH1
kV2
kH2
Hn
kVn
kHn
Dirección del flujo
h
h1
h2
h3
H kV3
kH3

136
hidráulica tiene que ser determinada y es sustentada por una capa impermeable. Durante la
prueba, el agua se bombea a una velocidad constante desde un pozo de prueba que tiene una
carcasa perforada. En torno al pozo de prueba se hacen varios pozos de observación a diferentes
distancias radiales. Después del inicio del bombeo se hacen observaciones continuas del nivel
de agua en el pozo de prueba y en los pozos de observación, hasta que se alcanza un estado de
equilibrio. Éste se establece cuando el nivel de agua en los pozos de prueba y de observación
se vuelve constante. La expresión para la velocidad del flujo de las aguas subterráneas, q, en el
pozo, que es igual a la velocidad de descarga del bombeo, se puede escribir como
(6.38)
o
r1
r2
dr
r
a
2pk
q
b
h1
h2
hdh
q ka
dh
dr
b2prh
Por lo tanto,
(6.39)
k
2.303q log10 a
r1
r2
b
p(h2
1 h2
2)
A partir de las mediciones de campo, si q, r1, r2, h1 y h2 son conocidos, entonces la conductivi-
dad hidráulica puede calcularse a partir de la relación simple presentada en la ecuación (6.39).
Figura 6.10 Prueba de bombeo de un pozo en una capa permeable no confinada sustentada por un estrato
impermeable
h2
r2
Trazo descendente
de la curva durante
el bombeo
Pozos de
observación
Capa
impermeable
r1
h1
h
dr
dh
r
Nivel de agua
antes del bombeo
Pozo de prueba

También se puede determinar la conductividad hidráulica promedio para un acuífero con-
finado mediante la realización de una prueba de bombeo de un pozo con una carcasa perforada
que penetra en toda la profundidad del acuífero y mediante la observación del nivel piezométri-
co en una serie de pozos de observación a diferentes distancias radiales (figura 6.11). El bom-
beo se continúa a una tasa uniforme q hasta que se alcanza un estado de equilibrio.
Dado que el agua puede entrar en el pozo de prueba sólo desde el acuífero de espesor H,
el estado estacionario de la descarga es
(6.40)
o
r1
r2
dr
r
h1
h2
2pkH
q
dh
q ka
dh
dr
b2prH
Esto da como resultado que la conductividad hidráulica en la dirección de flujo es
(6.41)
k
q log10 a
r1
r2
b
2.727 H(h1 h2)
Figura 6.11 Prueba de bombeo de un pozo que penetra la profundidad total en un acuífero confinado
r2
Nivel piezométrico
durante el bombeo
Pozos de
observación
Acuífero
confinado
r1
r
Nivel piezométrico
antes del bombeo
Pozo de prueba
Capa
impermeable
Capa
impermeable
H
h
dr
dh
h2
h1

138
6.9 Resumen
En este capítulo hemos analizado el flujo de agua a través de los espacios vacíos en el suelo. A
continuación se presentan algunos de los principales temas tratados:
1. El gradiente hidráulico (i) es la relación de la pérdida de carga a la longitud de flujo sobre
el cual se produjo la pérdida de carga.
2. La conductividad hidráulica (k) se define como
k
n
i
velocidad de descarga
gradiente hidráulico
3. La conductividad hidráulica varía en un amplio intervalo, dependiendo del tipo de suelo.
Para arena gruesa puede estar en el intervalo de 1 a 0.01 cm/s, y para arcillas puede ser
menos de 106 cm/s.
4. La conductividad hidráulica se puede determinar en el laboratorio por medio de pruebas de
carga constante y de caída de carga.
5. La ecuación de Kozeny-Carman se puede modificar para estimar la conductividad hidráu-
lica del suelo granular [ecuación (6.27)].
6. Para el flujo a través de los suelos estratificados, la conductividad hidráulica equivalente se
puede calcular a través de las ecuaciones (6.32) y (6.37), siempre que se conozca la con-
ductividad hidráulica de las capas individuales.
7. La conductividad hidráulica en campo se puede determinar por medio de la prueba de
bombeo de pozos.
Problemas
6.1 Una capa de suelo permeable está sustentada por una capa impermeable, como se muestra
en la figura 6.12. Con k 5.2 104 cm/s para la capa permeable, calcule la tasa de
filtración a través de ésta en m3/hr/m de longitud. Considere H 3.8 m y 8°.
Figura 6.12
Nivel freático (sin superficie)
H
Capa impermeable
a
Superficie
del suelo
a

Problemas 139
6.2 Consulte la figura 6.13. Encuentre la velocidad de flujo en la longitud m3/s/m (en ángulo
recto con respecto a la sección transversal mostrada) a través de la capa de suelo permeable
dado H 3 m, H1 2.5 m, h 2.8 m, L 25 m, 10° y k 0.04 cm/s.
6.3 Consulte la prueba de permeabilidad de carga constante que se muestra en la figura 6.4.
Para una prueba, se dan los siguientes valores:
• L 300 mm
• A área de la muestra 175 cm2
• Diferencia constante de carga h 500 mm
• Agua recolectada en 3 minutos 620 cm3
Determine la conductividad hidráulica en cm/s.
6.4 Consulte la figura 6.4. Para una prueba de permeabilidad de carga constante en arena se
dan los siguientes valores:
• L 350 mm
• A 125 cm2
• h 420 mm
• Agua recolectada en 3 minutos 580 cm3
• Relación de vacíos de la arena 0.61
Determine:
a. La conductividad hidráulica, k (cm/s)
b. La velocidad de filtración
6.5 En una prueba de permeabilidad de carga constante en el laboratorio, se obtienen los
siguientes valores: L 305 mm y A 96.8 cm2. Si el valor de k 0.015 cm/s y un caudal
Figura 6.13
Dirección
del flujo
h
L
H
H1
Capa impermeable
Capa impermeable

140
de 7.374 cm3/hr que debe mantenerse a través del suelo, ¿cuál es la diferencia de carga, h,
a través de la muestra? Determine también la velocidad de descarga bajo las condiciones
de prueba.
6.6 Durante una prueba de permeabilidad de caída de carga se dan los siguientes valores:
• Longitud de la muestra del suelo 200 mm
• Área de la muestra de suelo 1000 mm2
• Área del tubo vertical 40 mm2
• Diferencia de carga en el tiempo t 0, 500 mm
• Diferencia de carga en el tiempo t 3 min, 300 mm
a. Determine la conductividad hidráulica del suelo en cm/s.
b. ¿Cuál fue la diferencia de carga en el tiempo t 100 s?
6.7 La conductividad hidráulica k de un suelo es 0.832 105 cm/s a una temperatura de
20°C. Determine su permeabilidad absoluta a 20°C, dado que a 20°C Ȗw 9.789 kN/m3
y h 1.005 103 N · s/m2 (newton-segundo por metro cuadrado).
6.8 La conductividad hidráulica de una arena en una relación de vacíos de 0.5 es 0.022 cm/s.
Estime su conductividad hidráulica para una relación de vacíos de 0.7. Utilice la ecuación
(6.29).
6.9 El peso unitario seco máximo determinado en el laboratorio para una arena de cuarzo es de
16.0 kN/m3. En el campo, si la compactación relativa es 90%, determine la conductividad
hidráulica de la arena en la condición de compactación en campo (dado que k para la
arena en la condición de peso unitario seco máximo es de 0.03 cm/s y Gs 2.7). Utilice
la ecuación (6.29).
6.10 Una arcilla normalmente consolidada tiene los valores indicados en la tabla:
Relación de vacíos, e k (cm/s)
0.8 10 6
3.6 10 6
1.4
1.2
Estime la conductividad hidráulica de la arcilla en una relación de vacíos (e) de 0.62.
Utilice la ecuación (6.30).
6.11 En la siguiente tabla se da el análisis granulométrico de una arena. Estime la conductividad
hidráulica de la arena en una relación de vacíos de 0.5. Utilice la ecuación (6.28) y SF 6.5.
30 100
40 80
60 68
100 28
200 0
Tamiz núm. Porcentaje que pasa
6.12 La figura 6.14 muestra un suelo estratificado. Estime la conductividad hidráulica
equivalente para el flujo en la dirección vertical.
6.13 Refiérase a la figura 6.14. Estime la conductividad hidráulica equivalente (cm/s) para el
flujo en la dirección horizontal. También calcule la relación de Kv(eq)/KH(eq).

Referencias 141
6.14 Refiérase a la figura 6.10 para el bombeo de un pozo en campo. Para una condición de
estado estable, dado:
q 0.68 m3/min
h1 5.6 m en r1 60 m
h2 5 m en r2 30 m
Calcule la conductividad hidráulica (cm/s) de la capa permeable.
Referencias
Carman, P. C. (1938). “The Determination of the Specific Surface of Powders.” J. Soc. Chem. Ind. Trans.,
Vol. 57. 225.
Carman, P. C. (1956). Flow of Gases through Porous Media. Butterworths Scientific Publications,
London.
Carrier III,W. D. (2003). “Goodbye. Hazen; Hello, Kozeny-Carman,” Journal of Geotechnical and
Geoenvironmental Engineering, ASCE, Vol. 129, No. 11, 1054–1056.
Darcy, H. (1856). Les Fontaines Publiques de la Ville de Dijon. Dalmont, Paris.
Hazen, A. (1930). “Water Supply.” in American Civil Engineers Handbook, Wiley, New York.
Kozeny, J. (1927). “Ueber kapillare Leitung des Wassers in Boden,” Wien, Akad. Wiss., Vol. 136, No. 2a, 271.
Samarasinghe, A. M., Huang. Y. H., and Drnevich, V. P. (1982). “Permeability and Consolidation
of Normally Consolidated Soils,” Journal of the Geotechnical Engineering Division, ASCE,
Vol. 108, No. GT6, 835–850.
Tavenas, F., Jean, P., Leblond, F. T. P., and Leroueil, S. (1983). “The Permeability of Natural
Soft Clays. Part II: Permeability Characteristics,” Canadian Geotechanical Journal, Vol. 20,
No. 4, 645–660.
Figura 6.14
1 m
1.5 m k 2 10 3
cm/s
k 2 10 4
cm/s
k 10 4
cm/s
k 3 10 4
cm/s
1.5 m
1 m

Capítulo 7: Filtración
142
7.1 Introducción
En el capítulo 6 se consideraron algunos casos simples para los que se requiere la aplicación
directa de la ley de Darcy para calcular el flujo de agua a través del suelo. En muchos casos el
flujo de agua a través del suelo no es sólo en una dirección y no es uniforme sobre toda el área
perpendicular al flujo. En tales casos el flujo de agua subterránea se calcula generalmente por
el uso de gráficos que se refieren como redes de flujo. El concepto de la red de flujo se basa en
la ecuación de continuidad de Laplace, que rige la condición de flujo constante para un punto
dado en la masa de suelo. En este capítulo vamos a deducir la ecuación de continuidad de La-
place y aplicarla a la elaboración de redes de flujo.
7.2 Ecuación de continuidad de Laplace
Para deducir la ecuación diferencial de continuidad de Laplace, consideremos una sola fila de
pilotes que han sido clavados en una capa de suelo permeable, como se muestra en la figura
7.1a. Se supone que la hilera de pilotes es impermeable. El flujo de agua en estado estacionario
del lado aguas arriba hacia el lado aguas abajo a través de la capa permeable es un flujo de dos
dimensiones. Para el flujo en un punto A, consideramos un bloque elemental de suelo. El bloque
tiene dimensiones dx, dy y dz (la longitud dy es perpendicular al plano del papel); se muestra
en una escala ampliada en la figura 7.1b. Sean vx y vz las componentes de la velocidad de des-
carga en las direcciones horizontal y vertical, respectivamente. El caudal de agua en el bloque
elemental en la dirección horizontal es igual a vx dz dy, y en la dirección vertical es vz dx dy. Los
tipos de flujo de salida desde el bloque en las direcciones horizontal y vertical son
y
avz
0vz
0z
dzbdx dy
avx
0vx
0x
dxb dz dy
C A P Í T U L O 7
Filtración
142

7.2 Ecuación de continuidad de Laplace 143
respectivamente. Suponiendo que el agua es incompresible y que no se produce ningún cambio
en el volumen en la masa de suelo, sabemos que el caudal total de entrada debe ser igual al
caudal total de salida. Por lo tanto,
c a vx
0vx
0x
dxb dz dy avz
0vz
0z
dzbdx dyd [vx dz dy vz dx dy] 0
Figura 7.1 (a) Pilotes en una sola fila clavados en una capa permeable; (b) flujo en A
(
(
Capa
impermeable
(a)
H1
H2
dz
h
Pilote
dx
dy
yx dz dy
yz dx dy
yx + dx dz dy
yx
x )
yz + dz dx dy
yz
z )
(b)
A
dz
dx

144
o
(7.1)
0vx
0x
0vz
0z
0
Con la ley de Darcy, las velocidades de descarga pueden expresarse como
(7.2)
y
(7.3)
vz kziz kz a
0h
0z
b
vx kxix kx a
0h
0x
b
donde kx y kz son las conductividades hidráulicas en las direcciones horizontal y vertical, res-
pectivamente.
De las ecuaciones (7.1), (7.2) y (7.3), podemos escribir
(7.4)
kx
02
h
0x2
kz
02
h
0z2
0
Si el suelo es isotrópico con respecto a la conductividad hidráulica, es decir kx kz, la
ecuación de continuidad anterior para flujo en dos dimensiones se simplifica a
(7.5)
02
h
0x2
02
h
0z2
0
7.3 Redes de ﬂujo
La ecuación de continuidad [ecuación(7.5)] en un medio isotrópico representa dos familias de
curvas ortogonales: las líneas de flujo y las líneas equipotenciales. Una línea de flujo es una
línea a lo largo de la cual una partícula de agua se desplazará desde el lado aguas arriba hacia
el lado aguas abajo en un medio de suelo permeable. Una línea equipotencial es una línea a lo
largo de la cual el potencial de carga en todos los puntos es igual. Por lo tanto, si se colocan
piezómetros en diferentes puntos a lo largo de una línea equipotencial, el nivel de agua subirá
a la misma elevación en todos ellos. La figura 7.2a muestra la definición de flujo y líneas equi-
potenciales para el flujo de la capa de suelo permeable alrededor de la fila de pilotes mostradas
en la figura 7.1 (para kx kz k).
A la combinación de un número de líneas de flujo y líneas equipotenciales se le llama red
de flujo. Las redes de flujo se construyen para calcular el flujo de las aguas subterráneas en el
medio. Para completar la construcción gráfica de una red de flujo se debe dibujar el flujo y las
líneas equipotenciales, de tal manera que las líneas equipotenciales intersecten a las líneas de
flujo en ángulo recto y los elementos de flujo formados son cuadrados aproximados.
La figura 7.2b muestra un ejemplo de una red de flujo completa. Otro ejemplo de una red
de flujo en una capa permeable isotrópica se muestra en la figura 7.3. En estas figuras, Nƒ es
el número de canales de flujo en la red y Nd es el número de caídas de potencial (definido más
adelante en este capítulo).

7.3 Redes de ﬂujo 145
Figura 7.2 (a) Definición de líneas de flujo y líneas equipotenciales, (b) red de flujo completa
H
H
kx kz k
H
H
kx kz k
Nf
Nd
b e
d
a
c
f g
Pilote
Pilote
Línea de flujo
Línea
equipotencial
Capa
impermeable
Nivel de agua
Nivel de agua
Capa
impermeable

146
Figura 7.3 Flujo neto bajo un dique con filtro de punta
Figura 7.4 Filtración a través de un canal de flujo con elementos cuadrados
Filtro de punta
kx kz k
Nf 5
Nd 9
H1
H2
H
h1
h2
h3
h4
Δq
l3
l3
l2
l2
l1
l1
Δq
Δq2
Δq3
Δq1
Dibujar una red de flujo toma varios ensayos. Mientras se construye la red de flujo, deben
mantenerse las condiciones de contorno en mente. Para la red de flujo mostrada en la figura
7.2b, se aplican las cuatro condiciones de contorno siguientes:
1. Las superficies de aguas arriba y aguas abajo de la capa permeable (líneas ab y de) son
líneas equipotenciales.
2. Debido a que ab y de son líneas equipotenciales, todas las líneas de flujo se intersectan en
ángulo recto.
3. El límite de la capa impermeable, es decir, la línea fg, es una línea de flujo y también lo es
la superficie del pilote impermeable, la línea acd.
4. Las líneas equipotenciales intersectan a las líneas acd y fg en ángulo recto.
7.4 Cálculo de la ﬁltración a partir de una red de ﬂujo
En toda red de flujo, la franja entre dos líneas de flujo adyacentes se llama canal de flujo. La
figura 7.4 muestra un canal de flujo con las líneas equipotenciales formando elementos cuadra-
dos. Sean h1, h2, h3, h4, . . . , hn los niveles piezométricos correspondientes a las líneas equipo-
tenciales. La tasa de filtración a través del canal de flujo por unidad de longitud (perpendicular
a la sección vertical a través de la capa permeable) se puede calcular de la siguiente manera:
debido a que no hay flujo a través de las líneas de flujo,
(7.6)
¢q1 ¢q2 ¢q3
p ¢q

7.4 Cálculo de la ﬁltración a partir de una red de ﬂujo 147
A partir de la ley de Darcy, la velocidad de flujo es igual a kiA. Por lo tanto, la ecuación (7.6)
se puede escribir como
(7.7)
¢q k a
h1 h2
l1
bl1 ka
h2 h3
l2
bl2 k a
h3 h4
l3
bl3
p
La ecuación (7.7) muestra que si los elementos de flujo se dibujan como cuadrados aproxima-
dos, entonces la caída en el nivel piezométrico entre dos líneas equipotenciales adyacentes es la
misma. Esto se conoce como caída de potencial. Por lo tanto,
(7.8)
y
(7.9)
¢q k
H
Nd
h1 h2 h2 h3 h3 h4
p H
Nd
donde
H diferencia de carga entre el lado de aguas arriba y el de aguas abajo
Nd número de caídas de potencial
En la figura 7.2b los elementos de flujo son cuadrados aproximados. Para cualquier canal de
flujo, H H1 H2 y Nd 6.
Si el número de canales de flujo en una red de flujo es igual a Nƒ, el caudal total a través
de todos los canales por unidad de longitud puede ser dado por
(7.10)
q k
HNf
Nd
Aunque dibujar los elementos cuadrados para una red de flujo es conveniente, no siempre
es necesario. Alternativamente, se puede dibujar una malla rectangular para un canal de flujo,
como se muestra en la figura 7.5, a condición de que las razones de anchura a longitud para
todos los elementos rectangulares en la red de flujo sea la misma. En este caso, la ecuación (7.7)
para el caudal a través del canal puede ser modificada para
(7.11)
¢q ka
h1 h2
l1
bb1 ka
h2 h3
l2
bb2 ka
h3 h4
l3
b b3
p
Figura 7.5 Filtración a través de un canal de flujo con elementos rectangulares
h1
h2
h3
h4
l3
b3
l2
b2
l1
b1
Δq
Δq
b1
l1
=
b2
l2
=
b3
l3
= = n
...

148
Si b1/l1 b2/l2 b3/l3 . . . n (es decir, los elementos no son cuadrados), las ecuaciones (7.9)
y (7.10) pueden ser modificadas:
(7.12)
o
(7.13)
q kH a
Nf
Nd
bn
¢q kH a
n
Nd
b
La figura 7.6 muestra una red de flujo de filtraciones en torno a una sola fila de pilotes.
Tenga en cuenta que los canales de flujo 1 y 2 tienen elementos cuadrados. Por lo tanto, el cau-
dal a través de estos dos canales se puede obtener de la ecuación (7.9):
¢q1 ¢q2 k
H
Nd
k
H
Nd
2k
H
Nd
Sin embargo, el flujo del canal 3 tiene elementos rectangulares. Estos elementos tienen una re-
lación entre anchura y longitud de alrededor de 0.38, por lo que, de la ecuación (7.12), tenemos
¢q3 kH a
0.38
Nd
b
Así, la tasa total de la filtración se puede dar como
q ¢q1 ¢q2 ¢q3 2.38
kH
Nd
Figura 7.6 Red de flujo para filtración en torno a una sola fila de pilotes
Superficie
impermeable
Nivel de agua
Nivel freático
H
Canal de flujo 1
= 1
l
b
Canal de flujo 2
= 1
l
b
Canal de flujo 3
l
b
1
0.38
≈

7.4 Cálculo de la ﬁltración a partir de una red de ﬂujo 149
Ejemplo 7.1
En la figura 7.7 se muestra una red de flujo para el flujo en torno de una sola fila de pilotes
en una capa de suelo permeable. Tenemos que kx kz k 5 103 cm/s.
a. ¿Qué tan alto (por encima de la superficie del suelo) crecerá el agua si se colocan piezó-
metros en los puntos a, b, c y d?
b. ¿Cuál es la tasa de filtración a través de canal de flujo II por unidad de longitud (perpen-
dicular a la sección mostrada)?
Solución
a. En la figura 7.7 vemos que Nf 3 y Nd 6. La diferencia de carga entre el lado de
aguas arriba y aguas abajo es 3.33 m, por lo que la pérdida de carga por cada gota es
3.33/6 0.555 m. El punto a está situado en la línea equipotencial 1, lo que significa
que la caída de potencial en a es 1 0.555 m. El agua en el piezómetro en a subirá a
una elevación de (5 0.555) 4.445 m por encima de la superficie del suelo. Del
mismo modo, podemos calcular el resto de los niveles piezométricos:
b (5 2 0.555) 3.89 m por encima de la superficie del suelo
c (5 5 0.555) 2.225 m por encima de la superficie del suelo
d (5 5 0.555) 2.225 m por encima de la superficie del suelo
b. De la ecuación (7.9), tenemos
¢q (5 10 5
)(0.555) 2.775 10 5
m3
/s/m
k 5 10 3
cm/s 5 10 5
m/s
¢q k
H
Nd
Figura 7.7 Red de flujo para el flujo en torno a una fila de pilotes en una capa de suelo permeable
0
5 m
1.67 m
10 m
III
II
I
a
b
c
d
1 2 3 4 5
6
Superficie
impermeable
Pilote

150
7.5 Redes de ﬂujo en un suelo anisotrópico
La construcción de una red de flujo descrita hasta el momento y las ecuaciones deducidas (7.10)
y (7.13) para el cálculo de la filtración se han basado en la suposición de que el suelo es isotrópi-
co. Sin embargo, en la naturaleza la mayoría de los suelos presenta algún grado de anisotropía.
Para tener en cuenta la anisotropía del suelo con respecto a la conductividad hidráulica, hay que
modificar la construcción de la red de flujo.
La ecuación diferencial de continuidad para un flujo de dos dimensiones [ecuación (7.4)] es
kx
02
h
0x2
kz
02
h
0z2
0
Para suelos anisotrópicos, kx Z kz. En este caso, la ecuación representa dos familias de
curvas que no se unen a 90°. Sin embargo, podemos reescribir la ecuación anterior como
(7.14)
02
h
(kz/kx)0x2
02
h
0z2
0
Sustituyendo x x
2kz kx , podemos expresar la ecuación (7.14) como
(7.15)
02
h
0x¿2
02
h
0z2
0
Ahora la ecuación (7.15) está en una forma similar a la de la ecuación (7.5), con x remplazada
por x', que es el nuevo sistema de coordenadas transformado. Para construir la red de flujo,
utilice el siguiente procedimiento:
Paso 1: Adopte una escala vertical (es decir, eje z) para el dibujo de la sección transversal.
Paso 2: Adopte una escala horizontal (es decir, el eje x) de tal manera que escala hori-
zontal 2kz kx escala vertical.
Paso 3: Con escalas adoptadas como en los pasos 1 y 2, trace la sección vertical a través
de la capa permeable paralela a la dirección del flujo.
Paso 4: Dibuje la red de flujo de la capa permeable de la sección obtenida en el paso 3,
con las líneas de flujo intersectando a las líneas equipotenciales en ángulo recto
y los elementos como cuadrados aproximados.
La tasa de filtración por unidad de longitud se puede calcular mediante la modificación
de la ecuación (7.10)
(7.16)
q 2kxkz
HNf
Nd
donde H pérdida de carga total
Nf y Nd número de canales de flujo y caídas potenciales, respectivamente (de la red
de flujo elaborada en el paso 4)
Tenga en cuenta que cuando las redes de flujo se dibujan en secciones transformadas (en
suelos anisotrópicos), las líneas de flujo y las líneas equipotenciales son ortogonales. Sin em-
bargo, cuando son redibujadas en una sección alineada, estas líneas no están en ángulos rectos

7.5 Redes de ﬂujo en un suelo anisotrópico 151
entre sí. Este hecho se muestra en la figura 7.8. En esta figura, se supone que kx 6kz. La figura
7.8a muestra un elemento de flujo en una sección transformada. El elemento de flujo ha sido
rediseñado en una sección alineada en la figura 7.8b.
Figura 7.8 Elemento de flujo en un suelo anisotrópico: (a) en una sección transformada; (b) en una sec-
ción alineada
Ejemplo 7.2
En la figura 7.9a se muestra una sección de la presa. Las conductividades hidráulicas de
la capa permeable en las direcciones vertical y horizontal son 2 102 mm/s y 4 102
mm/s, respectivamente. Dibuje una red de flujo y calcule la pérdida de filtración de la presa
en m3/día /m.
(a)
Escala horizontal
6(
Escala vertical 6 m
kz
kx
=
1
6
6) 14.7 m
Escala 6 m
(b)

152
Figura 7.9
Solución
A partir de los datos dados,
kz ⫽ 2 ⫻ 10⫺2 mm/s ⫽ 1.728 m/día
kx ⫽ 4 ⫻ 10⫺2 mm/s ⫽ 3.456 m/día
y h ⫽ 6.1 m. Para trazar la red de flujo,
1
22
(escala vertical)
Escala horizontal
B
2 10 2
4 10 2
(escala vertical)
Sobre la base de esto, la sección de la presa vuelve a representarse, y la red de flujo se
dibuja como en la figura 7.9b. La tasa de filtración está dada por q H(Nf Nd)
2kxkz .
De la figura 7.9b, Nd ⫽ 8 y Nf ⫽ 2.5 (el canal de flujo más inferior tiene una anchura con
longitud de 0.5). Por lo tanto,
q 2(1.728)(3.456) (6.1)(2.5/8) 4.66 m3
/día/m
6.1 m
6.1 m
7.6 m
1.0
1.0
0.5
Escala horizontal 7.6
Escala vertical 7.6 m
Capa permeable Capa impermeable
2 10.75 m
(a)
(b)

Problemas 153
7.6 Resumen
1. Para la condición de flujo de dos dimensiones, la ecuación de continuidad de Laplace se
puede dar como [ecuación (7.4)]:
kx
02
h
0x2
kz
02
h
0z2
0
2. Para la condición isotrópica con respecto a la conductividad hidráulica, kx ⫽ kz. Así
02
h
0x2
02
h
0z2
0
3. Las redes de flujo se pueden dibujar usando la ecuación de continuidad de Laplace.
4. Las líneas de flujo y líneas equipotenciales son dos familias de curvas. Cuando kx ⫽ kz, las
líneas de flujo y las líneas equipotenciales son dos familias de curvas ortogonales.
5. La tasa de filtración (q) bajo estructuras hidráulicas (kx ⫽ kz ⫽ k) se puede escribir como
[ecuación (7.13)]:
q kH a
Nf
Nd
bn
donde n ⫽ razón anchura-longitud de los elementos de flujo.
Problemas
7.1 Consulte la figura 7.10 y utilice estos valores:
H1 ⫽ 7 m D ⫽ 3.5 m
H2 ⫽ 1.75 m D1 ⫽ 7 m
Figura 7.10
Capa
impermeable
Pilote
H2
H1
D1
D
k = 6.5 × 10−4 cm/s

154
Figura 7.11
Dibuje una red de flujo. Calcule la pérdida de la filtración por metro de longitud del pilote
(en ángulo recto a la sección transversal mostrada).
7.2 Dibuje una red de flujo para una sola fila de pilotes clavados en una capa permeable, como
se muestra en la figura 7.10, dada la siguiente información:
H1 ⫽ 5 m D ⫽ 4 m
H2 ⫽ 0.7 m D1 ⫽ 10 m
Calcule la pérdida de la filtración por metro de longitud del pilote (en ángulo recto con
respecto a la sección transversal mostrada).
7.3 Dibuje una red de flujo para el vertedero que se muestra en la figura 7.11. Calcule la tasa
de filtración debajo del vertedero.
Capa impermeable
29.5 m
10 m
1.7 m
7.2 m
19.5 m
2.4 m
1.02 × 10−5 m/s
Pilote

8.2 Esfuerzos en suelos saturados sin ﬁltración 155
8.1 Introducción
Como se describe en el capítulo 3, los suelos son sistemas multifase. En un volumen dado de
suelo, las partículas sólidas se distribuyen al azar con los espacios vacíos en el medio. Los es-
pacios vacíos son continuos y están ocupados por agua, aire o ambos. Para analizar problemas
tales como la compresibilidad de los suelos, la fuerza de sustentación de los cimientos, la esta-
bilidad de terraplenes y la presión lateral en las estructuras de retención de tierra, los ingenieros
necesitan saber la naturaleza de la distribución del esfuerzo a lo largo de una sección transversal
dada del perfil del suelo; es decir, qué fracción del esfuerzo normal a una profundidad dada en
una masa de suelo es realizada por el agua intersticial y qué fracción es hecha por el esqueleto
del suelo en los puntos de contacto de las partículas del suelo. Este problema se conoce como
concepto de esfuerzo efectivo y se analiza en la primera parte de este capítulo.
Cuando se construye la cimentación, los cambios tienen lugar en el suelo bajo los cimien-
tos. El esfuerzo neto suele aumentar. Este aumento neto del esfuerzo en el suelo depende de la
carga por unidad de superficie a la que se somete la cimentación, la profundidad por debajo de
ésta a la que se hace la estimación del esfuerzo y otros factores. Es necesario estimar el aumento
del esfuerzo neto vertical en el suelo que se produce como resultado de la construcción de una
cimentación, de manera que se puede calcular la solución. La segunda parte de este capítulo
trata de los principios para el cálculo del incremento del esfuerzo vertical en el suelo causado
por varios tipos de carga, basados en la teoría de la elasticidad. Aunque los depósitos naturales
del suelo no son totalmente elásticos, isotrópicos o de materiales homogéneos, los cálculos para
estimar el aumento del esfuerzo vertical dan buenos resultados para el trabajo práctico.
CONCEPTO DE ESFUERZO EFECTIVO
8.2 Esfuerzos en suelos saturados sin ﬁltración
La figura 8.1a muestra una columna de masa de suelo saturado y sin filtraciones de agua en
cualquier dirección. El esfuerzo total en la elevación del punto A, s, puede obtenerse a partir de
la unidad de peso saturada del suelo y la unidad de peso de agua por encima de ella. Por lo tanto,
C A P Í T U L O 8
Esfuerzos en una
masa de suelo
155

Capítulo 8: Esfuerzos en una masa de suelo
156
Figura 8.1 (a) Consideración del esfuerzo efectivo para una columna de suelo saturado y sin filtraciones,
(b) las fuerzas que actúan en los puntos de contacto de las partículas del suelo a nivel del punto A
Agua intersticial
Partícula sólida
a
A
a
HA
H
(a)
Área transversal = A
(b)
P1 P2 P3
P4
a1 a2 a3 a4
Área transversal = A

8.2 Esfuerzos en suelos saturados sin ﬁltración 157
H w (HA H) sat (8.1)
donde
gw ⫽ peso unitario del agua
gsat ⫽ peso unitario saturado del suelo
H ⫽ altura del nivel freático desde la parte superior de la columna de suelo
HA ⫽ distancia entre el punto A y el nivel freático
El esfuerzo total, s, dado por la ecuación (8.1) se puede dividir en dos partes:
1. Una parte es transportada por el agua en los espacios vacíos continuos. Esta parte actúa con
igual intensidad en todas las direcciones.
2. El resto del esfuerzo total es realizado por los sólidos del suelo en sus puntos de contacto.
La suma de las componentes verticales de las fuerzas desarrolladas en los puntos de con-
tacto de las partículas de sólidos por unidad de área de sección transversal de la masa del
suelo se llama esfuerzo efectivo.
El concepto de esfuerzo efectivo puede ilustrarse dibujando una línea ondulada, a-a, por el
punto A que pasa sólo por los puntos de contacto de las partículas sólidas. Sean P1, P2, P3, . . . , Pn
las fuerzas que actúan en los puntos de contacto de las partículas del suelo (figura 8.1b). La
suma de las componentes verticales de todas estas fuerzas sobre el área de sección transversal
unitaria es igual al esfuerzo efectivo, s¿, o
(8.2)
s¿
P1(v) P2(v) P3(v)
p Pn(v)
A
donde P1(v), P2(v), P3(v),. . . , Pn(v) son las componentes verticales de P1, P2, P3,. . . , Pn, respecti-
vamente, y A es el área de sección transversal de la masa del suelo bajo consideración.
Una vez más, si as es el área de sección transversal ocupada por los contactos de sólido a
sólido (es decir, as ⫽ a1 ⫹ a2 ⫹ a3 ⫹ p ⫹ an), entonces el espacio ocupado por el agua es igual
as).
(A Por lo tanto, podemos escribir
(8.3)
s s¿
u(A as)
A
s¿ u(1 aœ
s)
donde
u ⫽ HAgw ⫽ presión de agua intersticial (es decir, la presión hidrostática en A)
as /A
aœ
s fracción de unidad de área de sección transversal de la masa de suelo ocupada
por los contactos solido-sólido
El valor de aœ
s es muy pequeño y puede ser despreciado debido a los rangos de presión
generalmente encontrados en los problemas prácticos. Por lo tanto, la ecuación (8.3) se puede
aproximar por
(8.4)
s s¿ u
donde u es también conocida como esfuerzo neutral. Sustituyendo la ecuación (8.1) por s en
la ecuación (8.4) se obtiene
(8.5)
(altura de la columna de suelo) g¿
(HA H)(gsat gw)
s¿ [Hgw (HA H)gsat] HAgw

158
donde g¿ ⫽ gsat ⫺ gw es el peso unitario del suelo sumergido. Por lo tanto, es claro que el es-
fuerzo efectivo en cualquier punto A es independiente de la profundidad del agua, H, sobre el
suelo sumergido.
El principio del esfuerzo efectivo [ecuación (8.4)] fue desarrollado por primera vez por
Terzaghi (1925, 1936). Skempton (1960) amplió el trabajo de Terzaghi y propuso la relación
entre el esfuerzo total y el efectivo en la forma de la ecuación (8.3).
Ejemplo 8.1
En la figura 8.2 se muestra un perfil de suelo. Calcule el esfuerzo total, la presión de agua
intersticial y el esfuerzo efectivo en los puntos A, B, C y D.
Solución
,
Para arcilla gsat
(Gs e)gw
1 e
(2.70 0.9)(9.81)
1 0.9
18.59 kN/m3
,
Para arena gd
Gsgw
1 e
(2.65)(9.81)
1 0.5
17.33 kN/m3
En A: Esfuerzo total sA ⫽ 0
Presión del agua intersticial: uA ⫽ 0
Esfuerzo efectivo: s¿
A ⫽ 0
B
Nivel freático
C
6 m
Arena seca
Gs = 2.65
e = 0.5
Arcilla
Gs = 2.70
e = 0.9
1.5 m
1.5 m
D
Capa impermeable
A
Figura 8.2

8.3 Esfuerzos en suelos saturados con ﬁltración 159
En B: sB ⫽ 1.5garena(seca) ⫽ 1.5 ⫻ 17.33 ⫽ 26.0 kN/m2
uB ⫽ 0 kN/m2
s¿B ⫽ 26 – 0 ⫽ 26.0 kN/m2
En C: sC ⫽ 3garena(seca) ⫽ 3 ⫻ 17.33 ⫽ 51.99 kN/m2
uC ⫽ 0 kN/m2
s¿C ⫽ 51.99 – 0 ⫽ 51.99 kN/m2
En D : sD ⫽ 3garena(seca) ⫹ 6garena(saturada)
⫽ 3 ⫻ 17.33 ⫹ 6 ⫻ 18.59
⫽ 163.53 kN/m2
uD ⫽ 6gw ⫽ 6 ⫻ 9.81 ⫽ 58.86 kN/m2
s¿
D ⫽ 163.53 – 58.86 ⫽ 104.67 kN/m2
8.3 Esfuerzos en suelos saturados con ﬁltración
Si el agua se está filtrando, el esfuerzo efectivo en cualquier punto en una masa de suelo será
diferente del caso estático, además de aumentar o disminuir, dependiendo de la dirección de la
filtración.
Filtración ascendente
La figura 8.3a muestra una capa de suelo granular en un tanque donde la filtración ascendente
es causada por la adición de agua a través de la válvula en la parte inferior del tanque. El cau-
dal de suministro de agua se mantiene constante. La pérdida de carga causada por la filtración
ascendente entre los niveles de los puntos A y B es h. Teniendo en cuenta que el esfuerzo total
en cualquier punto de la masa del suelo se determina únicamente por el peso del suelo y el agua
por encima de él, nos encontramos con los cálculos de esfuerzos efectivos en los puntos A y B:
En A
• Esfuerzo total: sA ⫽ H1 gw
• Presión del agua intersticial: uA ⫽ H1 gw
• Esfuerzo efectivo: s¿
A ⫽ sA – uA ⫽ 0
En B
• Esfuerzo total: sB ⫽ H1 gw ⫹ H2 gsat
• Presión del agua intersticial: uB ⫽ (H1 ⫹ H2 ⫹ h)gw
• Esfuerzo efectivo: s¿B ⫽ sB – uB
⫽ H2( gsat ⫺ gw) ⫺ hgw
⫽ H2 g¿ ⫺ hgw
Del mismo modo, podemos calcular el esfuerzo efectivo en un punto C situado a una profundi-
dad z por debajo de la parte superior de la superficie del suelo:

160
Figura 8.3 (a) Una capa de suelo en un tanque con filtración ascendente, (b) variación del esfuerzo
total, (c) presión del agua intersticial, (d) esfuerzo efectivo con la profundidad en una capa de suelo con
filtración ascendente
H1
H2
(a)
Válvula (abierta)
0 0
H1gw + H2gsat (H1 + H2 + h)gw H2g′− hgw
Profundidad
Profundidad
Profundidad
)
d
(
)
c
(
)
b
(
H1gw H1gw 0
H1gw +zgsat (H1 + z + iz)gw
zg′ − izgw
Esfuerzo total, σ Presión del agua intersticial, u Esfuerzo efectivo, σ′
H1 + H2
H1
H1 + z
0
Afluencia
h
H2
h
z
( (
z
A
C
B
z

En C
• Esfuerzo total: sC ⫽ H1gw ⫹ zgsat
• Presión del agua intersticial: uC aH1 z
h
H2
zbgw
• Esfuerzo efectivo: s¿
C ⫽ sC – uC
zg¿
h
H2
zgw
z(gsat gw)
h
H2
zgw
Observe que h/H2 es el gradiente hidráulico i causado por el flujo, por lo que
z iz w (8.6)
sœ
C
Las variaciones del esfuerzo total, la presión de agua intersticial y el esfuerzo efectivo con
la profundidad se representan de manera gráfica en las figuras 8.3b, c y d, respectivamente. Si la
tasa de filtración y, por lo tanto, el gradiente hidráulico aumentan de forma gradual, se puede
alcanzar una condición límite, en cuyo punto
z icrz w )
7
.
8
(
0
sœ
C
donde icr ⫽ gradiente hidráulico crítico (para el esfuerzo efectivo cero). En tal situación se per-
derá la estabilidad del suelo, esto se conoce generalmente como ebullición o condición rápida.
De la ecuación (8.7), tenemos
(8.8)
icr
g¿
gw
Para la mayoría de los suelos, el valor de icr varía de 0.9 a 1.1, con una media de 1.
Filtración descendente
La condición de la filtración descendente se muestra en la figura 8.4a. El nivel de agua en el
tanque del suelo se mantiene constante mediante el ajuste de la alimentación desde la parte
superior y el flujo de salida en la parte inferior.
El gradiente hidráulico causado por la filtración a la baja es i ⫽ h/H2. El esfuerzo total,
la presión de agua de los poros y el esfuerzo efectivo en cualquier punto de C son, respectiva-
mente,
(8.9)
zg¿ izgw
sœ
C (H1gw zgsat) (H1 z iz)gw
uC (H1 z iz)gw
sC H1gw zgsat
Las variaciones del esfuerzo total, la presión de agua intersticial y el esfuerzo efectivo con
la profundidad también se muestran gráficamente en las figuras 8.4b, c y d.

162
Figura 8.4 (a) Una capa de suelo en un tanque con filtración descendente, (b) variación del esfuerzo
total, (c) presión del agua intersticial, (d) esfuerzo efectivo con la profundidad en una capa de suelo con
filtración descendente
(a)
0 0
H2g′+ hgw
Profundidad
Profundidad
Profundidad
)
c
(
)
b
(
0
Esfuerzo total, s Presión del agua intersticial, u Esfuerzo efectivo, s′
H1 + H2
H1
H1 + z
0
h H2
h
z
( (
Afluencia
A
C
B
z
H1gw + H2gsat
Válvula (abierta)
H1
H2
z
Desagüe
(H1 + H2 − h)gw
H1gw H1gw
H1gw + zgsat H1 + z − iz)gw
zg′+ izgw
)
(d)

Ejemplo 8.2
Una gruesa capa de arcilla saturada rígida de 9 m de espesor está sustentada por una capa de arena
(figura 8.5). La arena está bajo presión artesiana. Calcule la profundidad máxima de corte H que
se puede hacer en la arcilla.
Solución
Debido a la excavación, habrá una descarga de la presión de sobrecarga. Haga que la profun-
didad del corte sea H, hasta el momento en el que la parte inferior oscile. Consideremos la
estabilidad del punto A en ese momento:
A (9 H ) sat(arcilla)
uA 3.6 w
Para que se produzca una oscilación, s¿
A debería ser 0. Por lo tanto,
A uA (9 H ) sat(arcilla) 3.6 w
o
(9 H)18 (3.6)9.81 0
H
(9)18 (3.6)9.81
18
7.04 m
H
gsat = 16.5 kN/m3
gsat = 18 kN/m3
A
3.6 m
9 m
3 m
Arcilla saturada Arena
Figura 8.5
Ejemplo 8.3
Se realiza un corte en una arcilla saturada rígida que está sustentada por una capa de arena
(figura 8.6). ¿Cuál debería ser la altura del agua, h, en el corte de modo que la estabilidad de
la arcilla saturada no se pierda?

164
Solución
En el punto A
A (7 5) sat(arcilla) h v (2)(19) (h)(9.81) 38 9.81h (kN/m2
)
uA 4.5 v (4.5)(9.81) 44.15 kN/m2
Para la pérdida de estabilidad, s¿ ⫽ 0. Por lo tanto,
A uA 0
38 9.81h 44.15 0
h 0.63 m
gsat = 18 kN/m3
gsat = 19 kN/m3
A
4.5 m
7 m
H = 5 m
3 m
h
Arcilla saturada Arena
Figura 8.6
8.4 Fuerza de ﬁltración
La sección 8.2 mostró que el efecto de filtración es para aumentar o disminuir el esfuerzo efec-
tivo en un punto en una capa de suelo. A menudo es conveniente expresar la fuerza de filtración
por unidad de volumen de suelo.
En la figura 8.1 se demostró que, sin filtración, el esfuerzo efectivo en una profundidad z
medida desde la superficie de la capa de suelo es igual a zg¿. Así, la fuerza efectiva en un
área A es
P1
œ
zg¿
A
(la dirección de la fuerza P¿
1 se muestra en la figura 8.7a).
Una vez más, si hay una filtración ascendente de agua en la dirección vertical a través
de la misma capa de suelo (figura 8.3), la fuerza efectiva en un área A a una profundidad z se
puede obtener por
P2
œ
(zgœ
izgw) A
Por lo tanto, la disminución de la fuerza total debida a las filtraciones es
P1
œ
P2
œ
izgw A (8.10)

8.4 Fuerza de ﬁltración 165
El volumen de suelo que contribuye a la fuerza efectiva es igual a zA. Por lo tanto, la
fuerza de filtración por unidad de volumen de suelo es
(8.11)
P1
œ
P2
œ
(volumen de suelo)
izgw A
z A
igw
La fuerza por unidad de volumen, igw, para este caso actúa en la dirección ascendente,
es decir, en la dirección del flujo. Esto se demuestra en la figura 8.7b. Del mismo modo, para
la filtración descendente se puede demostrar que la fuerza de la filtración en esa dirección por
unidad de volumen de suelo es igw (figura 8.7c).
A partir de los análisis anteriores, se puede concluir que la fuerza de filtración por unidad
de volumen de suelo es igual a igw, y en suelos isotrópicos la fuerza actúa en la misma dirección
que la dirección del flujo. Esta afirmación es cierta para el flujo en cualquier dirección. Pueden
usarse redes de flujo para encontrar el gradiente hidráulico en cualquier punto y, por lo tanto, la
fuerza de filtración por unidad de volumen de suelo.
Este concepto de la fuerza de la filtración se puede utilizar con eficacia para obtener el
factor de seguridad contra la oscilación vertical en el lado aguas abajo de una estructura hidráu-
lica. Esto se discute en la siguiente sección.
Figura 8.7 Fuerza debida a: (a) ausencia de filtración, (b) filtración ascendente, (c) filtración descendente
en un volumen de suelo
Volumen de
suelo = zA
izgwA = Fuerza
de filtración
Volumen de
suelo = zA
(c) Filtración descendente
(b) Filtración ascendente
(a) Sin filtración
z
z
= +
= +
z
zg'A
zg'A
zg'A
(zg' – izgw)A
(zg' + izgw)A
izgwA =
fuerza de
filtración

166
8.5 Oscilaciones en suelos debidas al ﬂujo
en torno a pilotes
Se puede calcular la fuerza de filtración por unidad de volumen de suelo para el control de
una posible falla de las estructuras de pilotes, donde la filtración subterránea puede causar
oscilaciones del suelo en el lado de aguas abajo (figura 8.8a). Después de realizar varias
pruebas con modelos, Terzaghi (1922) llegó a la conclusión de que la oscilación general-
mente ocurre dentro de una distancia D/2 de los pilotes (cuando D es igual a la profundidad
de empotramiento de los pilotes de acero en la capa permeable). Por lo tanto, es necesario
investigar la estabilidad de suelo en una zona de medición D de D/2 en sección transversal,
como se muestra en la figura 8.8a.
El factor de seguridad contra la oscilación puede ser dado por (figura 8.8b)
(8.12)
FS
W¿
U
donde
FS ⫽ factor de seguridad
W¿ ⫽ peso efectivo del suelo en la zona de oscilación vertical por unidad de
longitud del pilote D(D/2)( sat w) ( )D2
1
2
U ⫽ fuerza de levantamiento debida a la filtración en el mismo volumen de suelo
Figura 8.8 (a) Verificación para oscilaciones en el lado aguas abajo de una fila de pilotes de acero hinca-
dos en una capa permeable, (b) ampliación de la zona de oscilación
H1
(b)
U
(a)
2
D
Zona
oscilante
Capa impermeable
H2
Pilote
2
D
D
T
W′
D

8.5 Oscilaciones en suelos debidas al ﬂujo en torno a pilotes 167
U (volumen de suelo) (iprom w)
1
2
D2
iprom gw
donde iprom ⫽ gradiente hidráulico promedio en el bloque de suelo.
Sustituyendo los valores de W¿ y U en la ecuación (8.12), podemos escribir
(8.13)
FS
g¿
ipromgw
Para el caso del flujo en torno a un pilote en un suelo homogéneo, como se muestra en la
figura 8.8, se puede demostrar que
(8.14)
U
0.5gwD(H1 H2)
Co
La variación de la Co con D/T se da en la tabla 8.1.
(8.15)
FS
W¿
U
0.5D2
g¿
0.5CogwD(H1 H2)
Dg¿
Cogw(H1 H2)
Variación de Co con D/T
D/ C
T o
5
8
3
.
0
1
.
0
5
6
3
.
0
2
.
0
9
5
3
.
0
3
.
0
3
5
3
.
0
4
.
0
7
4
3
.
0
5
.
0
9
3
3
.
0
6
.
0
7
2
3
.
0
7
.
0
9
0
3
.
0
8
.
0
4
7
2
.
0
9
.
0
Tabla 8.1
Ejemplo 8.4
Consulte la figura 8.8. Considere D ⫽ 3 m, T ⫽ 6 m, H1 ⫽ 5 m, H2 ⫽ 1 m. Para la capa
permeable, Gs ⫽ 2.68 y e ⫽ 0.7. Calcule el factor de seguridad contra la oscilación des-
cendente.

168
Solución
g¿
(Gs 1)gw
1 e
(2.68 1)(9.81)
1 0.7
9.69 kN/m3
FS
Dg¿
Cogw(H1 H2)
De la tabla 8.1, para D/T ⫽ 3/6 ⫽ 0.5, el valor de Co ≈ 0.347.
FS
(3)(9.69)
(0.347)(9.81)(5 1)
2.13
AUMENTO VERTICAL DEL ESFUERZO DEBIDO
A DISTINTOS TIPOS DE CARGA
8.6 Esfuerzo causado por una carga puntual
Boussinesq (1883) resuelve el problema de los esfuerzos producidos en cualquier punto en un
medio homogéneo, elástico e isotrópico como el resultado de una carga puntual aplicada sobre
la superficie de un medio espacial infinitamente grande. De acuerdo con la figura 8.9, la solu-
ción de Boussinesq para esfuerzos normales en un punto A causados por la carga puntual P es
(8.16)
(8.17)
y
(8.18)
¢sz
3P
2p
z3
L5
3P
2p
z3
(r2
z2
)5/2
¢sy
P
2p
e
3y2
z
L5
(1 2mS)c
y2
x2
Lr2
(L z)
x2
z
L3
r2
d f
¢sx
P
2p
e
3x2
z
L5
(1 2mS)c
x2
y2
Lr2
(L z)
y2
z
L3
r2
d f
donde
r
L
S coeficiente de Poisson
2x2
y2
z2
2r2
z2
2x2
y2
Observe que las ecuaciones (8.16) y (8.17), que son las expresiones para los esfuerzos
normales horizontales, dependen del coeficiente de Poisson del medio. Sin embargo, la relación

8.6 Esfuerzo causado por una carga puntual 169
del esfuerzo vertical normal, Δs
z, como se da en la ecuación (8.18), es independiente del coefi-
ciente de Poisson. La relación para ⌬s
z se puede reescribir en la forma siguiente:
(8.19)
)
0
2
.
8
(
donde I1
3
2p
1
[(r/z)2
1]5/2
.
¢sz
P
z2
e
3
2p
1
[(r/z)2
1]5/2
f
P
z2
I1
La variación de I1 para varios valores de r/z se da en la tabla 8.2.
Variación de I1
[ecuación (8.19)]
r/z I1 r/z I1
0 0.4775 0.9 0.1083
0.1 0.4657 1.0 0.0844
0.2 0.4329 1.5 0.0251
0.3 0.3849 1.75 0.0144
0.4 0.3295 2.0 0.0085
0.5 0.2733 2.5 0.0034
0.6 0.2214 3.0 0.0015
0.7 0.1762 4.0 0.0004
0.8 0.1386 5.0 0.00014
Tabla 8.2
x
z
y
P
x
y
r
z
Δσz
Δσx
Δσy
L
Figura 8.9 Esfuerzos en un medio elástico causados por una carga puntual

170
8.7 Esfuerzo vertical causado por una carga lineal
La figura 8.10 muestra una carga lineal flexible de longitud infinita que tiene una intensidad q
por unidad de longitud en la superficie de una masa de suelo semiinfinito. El aumento vertical
del esfuerzo, ⌬s, dentro de la masa de suelo se puede determinar mediante el uso de los prin-
cipios de la teoría de la elasticidad, o
(8.21)
¢s
2qz3
p(x2
z2
)2
La ecuación anterior se puede reescribir como
o
(8.22)
¢s
(q/z)
2
pc a
x
z
b
2
1d
2
¢s
2q
pz[(x/z)2
1]2
Observe que la ecuación (8.22) se encuentra en una forma no dimensional. Usando esta ecua-
ción, podemos calcular la variación de ⌬s/(q/z) con x/z. La variación se da en la tabla 8.3. El
valor de ⌬s calculado mediante el uso de la ecuación (8.22) es el esfuerzo adicional en el suelo
causado por la carga lineal. El valor de ⌬s no incluye la presión de sobrecarga del suelo por
encima del punto A.
Figura 8.10 Carga lineal sobre la superficie de una masa de suelo semiinfinita
A
q/unidad de longitud
z
z
x
x
Δs

8.8 Esfuerzo vertical bajo un área circular uniformemente cargada 171
8.8 Esfuerzo vertical bajo un área circular
uniformemente cargada
Utilizando la solución de Boussinesq para el esfuerzo vertical ⌬s causado por una carga pun-
tual [ecuación (8.18)], también podemos desarrollar una expresión para el esfuerzo vertical por
debajo del centro de un área circular flexible de carga uniforme.
De la figura 8.11, haga que la intensidad de la presión en el área circular de radio R sea
igual a q. La carga total en el área elemental (sombreada en la figura) ⫽ qr dr da. El esfuerzo
Figura 8.11 Esfuerzo vertical debajo del centro de un área circular flexible de carga uniforme
dr
z
A
ds
Presión = q
da
r
R
Variación de ⌬s/(q/z) con x/z [ecuación (8.22)]
x/ x
z /z
0 0.637 0.7 0.287
0.1 0.624 0.8 0.237
0.2 0.589 0.9 0.194
0.3 0.536 1.0 0.159
0.4 0.473 1.5 0.060
0.5 0.407 2.0 0.025
0.6 0.344 3.0 0.006
S
q/z
S
q/z
Tabla 8.3

172
vertical, ds, en el punto A causado por la carga en el área elemental (que puede suponerse como
una carga concentrada) se puede obtener de la ecuación (8.18):
(8.23)
ds
3(qr dr da)
2p
z3
(r2
z2
)5/2
El aumento del esfuerzo en el punto A causado por toda la zona de carga se puede encontrar
mediante la integración de la ecuación (8.23), o
Así
(8.24)
¢s q e1
1
[(R/z)2
1]3/2
f
¢s ds
a 2p
a 0
r R
r 0
3q
2p
z3
r
(r2
z2
)5/2
dr da
La variación de ⌬s/q con z/R se obtiene a partir de la ecuación (8.24), como se da en la
tabla 8.4. Observe que el valor de ⌬s disminuye rápidamente con la profundidad, y en z ⫽ 5R
es de aproximadamente 6% de q, que es la intensidad de la presión en la superficie del suelo.
La ecuación (8.24) es válida para la determinación de aumento de esfuerzo vertical (⌬s)
a cualquier profundidad z por debajo del centro de la zona circular flexible cargada. Del mismo
modo, el aumento del esfuerzo a cualquier profundidad z situado a una distancia radial r medida
horizontalmente desde el centro del área cargada puede obtenerse con
o
(8.25)
¢s
q
I2
¢s f aq,
r
R
,
z
R
b
La variación de I2 con r/R y z/R se da en la tabla 8.5.
Variación de ⌬s/q con z/R [ecuación (8.24)]
z/R /q z/R /q
0 1 1.0 0.6465
0.02 0.9999 1.5 0.4240
0.05 0.9998 2.0 0.2845
0.1 0.9990 2.5 0.1996
0.2 0.9925 3.0 0.1436
0.4 0.9488 4.0 0.0869
0.5 0.9106 5.0 0.0571
0.8 0.7562
Tabla 8.4

8.9 Esfuerzo vertical causado por
un área rectangular cargada
La solución de Boussinesq también se puede utilizar para calcular el incremento de esfuerzo
vertical por debajo de un área rectangular flexible cargada, como se muestra en la figura 8.12.
La zona de carga está situada en la superficie del suelo y tiene longitud L y anchura B. La carga
distribuida de manera uniforme por unidad de área es igual a q. Para determinar el aumento del
esfuerzo vertical s en el punto A situado a una profundidad z por debajo de la esquina del área
rectangular, debemos tener en cuenta una pequeña zona elemental dx dy del rectángulo (figura
8.12). La carga en esta zona elemental puede ser obtenida con
dq q dx dy (8.26)
El incremento en el esfuerzo ds en el punto A causado por la carga dq se puede determinar
mediante el uso de la ecuación (8.18). Sin embargo, tenemos que sustituir P con dq q dx dy
y r2 con x2 y2. Por lo tanto,
(8.27)
ds
3q dx dy z3
2p(x2
y2
z2
)5/2
El incremento en esfuerzo s en el punto A causado por toda el área cargada ahora puede de-
terminarse mediante la integración de la ecuación anterior:
(8.28)
¢s ds
B
y 0
L
x 0
3qz3
(dx dy)
2p(x2
y2
z2
)5/2
qI3
Tabla 8.5 Variación de I2
[ecuación (8.25)]
r/R
z/R 0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0
0 1.000 1.000 1.000 1.000 1.000 1.000
0.1 0.999 0.999 0.998 0.996 0.976 0.484
0.2 0.992 0.991 0.987 0.970 0.890 0.468
0.3 0.976 0.973 0.963 0.922 0.793 0.451
0.4 0.949 0.943 0.920 0.860 0.712 0.435
0.5 0.911 0.902 0.869 0.796 0.646 0.417
0.6 0.864 0.852 0.814 0.732 0.591 0.400
0.7 0.811 0.798 0.756 0.674 0.545 0.367
0.8 0.756 0.743 0.699 0.619 0.504 0.366
0.9 0.701 0.688 0.644 0.570 0.467 0.348
1.0 0.646 0.633 0.591 0.525 0.434 0.332
1.2 0.546 0.535 0.501 0.447 0.377 0.300
1.5 0.424 0.416 0.392 0.355 0.308 0.256
2.0 0.286 0.286 0.268 0.248 0.224 0.196
2.5 0.200 0.197 0.191 0.180 0.167 0.151
3.0 0.146 0.145 0.141 0.135 0.127 0.118
4.0 0.087 0.086 0.085 0.082 0.080 0.075

174
donde
(8.29)
(8.30)
(8.31)
n¿
L
z
m¿
B
z
tan 1
a
2m¿n¿ 2m¿2
n¿2
1
m¿2
n¿2
m¿2
n¿2
1
b d
I3
1
4p
c
2m¿n¿2m¿2
n¿2
1
m¿2
n¿2
m¿2
n¿2
1
a
m¿2
n¿2
2
m¿2
n¿2
1
b
El término arco tangente en la ecuación (8.29) debe ser un ángulo positivo en radianes. Cuando
m¿2 n¿2 1 m¿2n¿2 se convierte en un ángulo negativo. Por lo tanto, debe añadirse un tér-
mino π a ese ángulo.
La variación de I3 con m¿ y n¿ se muestra en la figura 8.13.
El aumento del esfuerzo en cualquier punto por debajo de un área rectangular cargada se
puede encontrar mediante el uso de la ecuación (8.28) y la figura 8.13. Este concepto se puede
explicar más haciendo referencia a la figura 8.14. Determinemos el esfuerzo en un punto por
debajo del punto A¿ a una profundidad z. El área cargada se puede dividir en cuatro rectángulos
como se muestra. El punto A¿ es la esquina común a los cuatro rectángulos. El aumento del es-
fuerzo a la profundidad z por debajo del punto A¿ debido a cada área rectangular ahora se puede
calcular utilizando la ecuación (8.28). El aumento total del esfuerzo causado por la totalidad del
área cargada puede obtenerse con
q[I3(1) I3(2) I3(3) I3(4) (8.32)
] (8.32)
Figura 8.12 Esfuerzo vertical debajo de la esquina de un área rectangular flexible uniformemente car-
gada
x
y
L
B
dx
dy
A
z
q

Figura 8.13 Variación de I3 con m¿ y n¿
0.2
0.26
0.24
0.22
0.20
0.18
0.16
0.14
0.12
0.10
0.08
0.06
0.04
0.02
0
∞
2.0
1.8
0
.
1
0
.
0
1
m'
0.1
1.4
1.2
1.0
0.9
0.8
0.7
0.6
0.5
0.4
0.3
n' 0.1
I3

176
En muchas circunstancias puede ser necesario calcular el aumento del esfuerzo por deba-
jo del centro de un área rectangular uniformemente cargada. Por conveniencia, el aumento del
esfuerzo se puede expresar como
(8.33)
donde
Ic f (m1, n1 )
4
3
.
8
(
)
(8.35)
y
(8.36)
n1
z
B
2
m1
L
B
¢sc qIc
La tabla 8.6 muestra la variación de Ic con m1 y n1.
L
B
A'
1
2
3
4
Tabla 8.6 Variación de Ic
con m1
y n1
[ecuación (8.33)]
m1
n1 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
0.20 0.994 0.997 0.997 0.997 0.997 0.997 0.997 0.997 0.997 0.997
0.40 0.960 0.976 0.977 0.977 0.977 0.977 0.977 0.977 0.977 0.977
0.60 0.892 0.932 0.936 0.936 0.937 0.937 0.937 0.937 0.937 0.937
0.80 0.800 0.870 0.878 0.880 0.881 0.881 0.881 0.881 0.881 0.881
1.00 0.701 0.800 0.814 0.817 0.818 0.818 0.818 0.818 0.818 0.818
1.20 0.606 0.727 0.748 0.753 0.754 0.755 0.755 0.755 0.755 0.755
1.40 0.522 0.658 0.685 0.692 0.694 0.695 0.695 0.696 0.696 0.696
1.60 0.449 0.593 0.627 0.636 0.639 0.640 0.641 0.641 0.641 0.642
1.80 0.388 0.534 0.573 0.585 0.590 0.591 0.592 0.592 0.593 0.593
2.00 0.336 0.481 0.525 0.540 0.545 0.547 0.548 0.549 0.549 0.549
3.00 0.179 0.293 0.348 0.373 0.384 0.389 0.392 0.393 0.394 0.395
4.00 0.108 0.190 0.241 0.269 0.285 0.293 0.298 0.301 0.302 0.303
Figura 8.14 Aumento del esfuerzo en cualquier punto debajo de un área rectangular flexible cargada
(continúa)

Ejemplo 8.5
En la figura 8.15a se muestra el plano de un área rectangular uniformemente cargada. Deter-
mine el aumento del esfuerzo s por debajo del punto A¿ a una profundidad z 4 m.
Solución
El aumento de esfuerzo s puede escribirse como
1 2
donde s1 aumento de esfuerzo debido al área cargada que se muestra en la figura 8.15b
s2 aumento de esfuerzo debido al área cargada que se muestra en la figura 8.15c
Para el área cargada mostrada en la figura 8.15b:
n¿
L
z
4
4
1
m¿
B
z
2
4
0.5
q = 150 kN/m2
q = 150 kN/m2
(b)
(a)
(c)
1 m =
–
A′
4 m
3 m
2 m
2 m
q =
150
kN/m2
1 m
2 m
A′ A′
Figura 8.15
Tabla 8.6 (continuación)
m1
n1 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10
5.00 0.072 0.131 0.174 0.202 0.219 0.229 0.236 0.240 0.242 0.244
6.00 0.051 0.095 0.130 0.155 0.172 0.184 0.192 0.197 0.200 0.202
7.00 0.038 0.072 0.100 0.122 0.139 0.150 0.158 0.164 0.168 0.171
8.00 0.029 0.056 0.079 0.098 0.113 0.125 0.133 0.139 0.144 0.147
9.00 0.023 0.045 0.064 0.081 0.094 0.105 0.113 0.119 0.124 0.128
10.00 0.019 0.037 0.053 0.067 0.079 0.089 0.097 0.103 0.108 0.112

178
De la figura 8.13 para m¿ 0.5 y n¿ 1, el valor de I3 0.1225. Por lo tanto, s1 qI3
(150)(0.1225) 18.38 kN/m2
Del mismo modo, para el área de carga se muestra en la figura 8.15c:
n¿
L
z
2
4
0.5
m¿
B
z
1
4
0.25
Así que, I3 0.0473. Entonces
2 (150)(0.0473) 7.1 kN/m2
Por lo tanto
1 2 18.38 7.1 11.28 kN/m2
8.10 Resumen
Este capítulo se divide en dos partes: (i) desarrollo del concepto de esfuerzo efectivo y (ii) pro-
cedimiento para estimar el aumento del esfuerzo vertical en el suelo debido a diversos tipos de
carga en la superficie utilizando la teoría de la elasticidad. A continuación se presenta un breve
resumen de los puntos tratados.
1. Esfuerzo efectivo (s¿) es una porción del esfuerzo total en un perfil de suelo que es trans-
portado por el esqueleto del suelo hasta su punto de contacto. El esfuerzo efectivo puede
ser dado por la relación
– u
2. Gradiente hidráulico crítico (icr) en el suelo para provocar ebullición: se da como la razón
del peso unitario efectivo de suelo (g¿) con el peso unitario de agua (gw).
3. Fuerza por unidad de volumen de suelo (F) debida a la filtración: se puede dar como
F i w
4. Relaciones para el aumento del esfuerzo vertical (s) a una profundidad dada z debido a
diversos tipos de carga en la superficie: se resumen a continuación,
Ecuación número(s)
Carga
8
1
.
8
Carga puntual
1
2
.
8
Carga lineal
Carga circular 8.24, 8.25
Rectangular load 8.28 y 8.33
Problemas
8.1 a 8.5 Consulte la figura 8.16. Calcule s, u y s¿ en A, B, C y D en los siguientes
casos, y la trama de las variaciones con la profundidad. (Nota: e índice de huecos,
w contenido de humedad, Gs gravedad específica de sólidos del suelo, gd peso
unitario seco y gsat peso unitario saturado.)

Problemas 179
8.6 Consulte el perfil del suelo que se muestra en la figura 8.17. Dadas H1 4 m y H2 3 m,
y si el nivel freático alcanza los 2 m por debajo de la superficie del suelo, ¿cuál será el
cambio neto en el esfuerzo efectivo en la parte inferior de la capa de arcilla?
8.7 Refiérase a la figura 8.3a, en la que hay una filtración ascendente de agua. Si: H1
1.5 m, H2 2.5 m, h 1.5 m, gsat 18.6 kN/m3 y k 0.13 cm/s, ¿cuál es la fuerza
de filtración ascendente por unidad de volumen de suelo?
8.8 En el problema 8.7, ¿cuál es la tasa de filtración ascendente de agua? Dados:
conductividad hidráulica del suelo, k 0.13 cm/s, y área del depósito 0.52 m2.
Escriba la respuesta en m3/min.
8.9 Una arena tiene Gs 2.66. Calcule el gradiente hidráulico que hará hervir para e
0.35, 0.45, 0.55, 0.7 y 0.8.
8.10 Una capa de arcilla saturada rígida de 6 m de espesor está sustentada por una capa de
arena (figura 8.18). La arena está bajo presión artesiana. Calcule la profundidad de
corte máxima, H, que se puede hacer en la arcilla.
Figura 8.16
Detalle de la capa de suelo
I
I
I
I
I
I
Problema
8.1 H1 1.5 m H2 1.83 m H3 2.44 m
d 17.6 kN/m3
sat 18.87 kN/m3
sat 19.65 kN/m3
8.2 H1 1.5 m H2 3.05 m H3 2.74 m
d 15.72 kN/m3
sat 18.24 kN/m3
sat 19.18 kN/m3
8.3 H1 3 m H2 4 m H3 5 m
d 15 kN/m3
sat 16 kN/m3
sat 18 kN/m3
8.4 H1 4 m H2 5 m H3 3 m
e 0.4 e 0.6 e 0.81
Gs 2.62 Gs 2.68 Gs 2.73
8.5 H1 4 m H2 3 m H3 1.5 m
e 0.6 e 0.52 w 40%
Gs 2.65 Gs 2.68 e 1.1
H3
H2
H1
Capa I
Nivel freático
Capa II
Capa III
Roca
Arcilla
Arena
Arena seca
A
B
C

180
8.11 Refiérase a la figura 8.9. Dado P 30 kN, determine el aumento de esfuerzo vertical
en un punto con x 5 m, y 4 m y z 6 m. Use la solución de Boussinesq.
8.12 Cargas puntuales de magnitud 9, 18 y 27 kN actúan en A, B y C, respectivamente
(figura 8.19). Determine el aumento del esfuerzo vertical a una profundidad de 3 m
por debajo del punto D. Use la ecuación de Boussinesq.
Figura 8.19
Figura 8.17
H1
Arena seca
e = 0.6
Gs = 2.68
Nivel freático
Arcilla
e = 0.8
Gs = 2.75
H2
Figura 8.18 Capa de arcilla saturada sustentada por una capa de arena
H
Arena
gsat = 16 kN/m3
A
4.1 m
6 m
Arcilla saturada
gsat = 17.5 kN/m3
3 m
A
B
C D
1.5 m
3 m
3 m

Problemas 181
8.13 Refiérase a la figura 8.10. La magnitud de la carga de la línea q es 45 kN/m. Calcule
y represente gráficamente la variación del aumento de tensión vertical, s, entre los
límites de x 10 m y x 10 m, si z 4 m.
8.14 Refiérase a la figura 8.20. Determine el aumento de esfuerzo vertical, s, en el punto
A con los siguientes valores:
q1 100 kN/m x1 3 m z 2 m
q2 200 kN/m x2 2 m
8.15 Considere una zona flexible circular cargada en la superficie del suelo. Dados: radio
del área circular, R 3 m, y carga uniformemente distribuida, q 250 kN/m2, calcule
el aumento de esfuerzo vertical s en un punto situado a 5 m (z) por debajo de la
superficie del suelo (inmediatamente por debajo del centro de la zona circular).
8.16 En la figura 8.21 se muestra el plano de un área rectangular flexible cargada. La carga
uniformemente distribuida sobre el área flexible (q) es de 400 kN/m2. Determine el
aumento del esfuerzo vertical (s) a una profundidad de z 5 m por debajo de:
a. El punto A. b. El punto B. c. El punto C.
8.17 Refiérase a la figura 8.22. El área circular flexible está cargada de manera uniforme.
Dado: q 320 kN/m2, determine el aumento de la tensión vertical s en el punto A.
8.18 Refiérase a la figura 8.23. El área flexible está cargada uniformemente. Dado: q
300 kN/m2, determine el aumento de tensión vertical en el punto A¿ ubicado a una
profundidad de 3 m por abajo del punto A (como se muestra en el plano).
Figura 8.20 Esfuerzo sobre un punto debido a dos cargas lineales
Carga lineal Carga lineal
= q1
= q2
x1
A
Δσ z
x2
A
B
C
q = 400 kN/m2
4 m
2 m
5 m
10 m
3 m
Figura 8.21

182
Referencias
Boussinesq, J. (1883). Application des Potentials à L’Etude de L’Equilibre et du Mouvement des Solides
Elastiques, Gauthier–Villars, Paris.
Skempton, A. W. (1960). “Correspondence,” Geotechnique, Vol. 10, No. 4, 186.
Terzaghi, K. (1922). “Der Grundbruch an Stauwerken und seine Verhütung,” Die Wasserkraft, Vol. 17,
445–449.
Terzaghi, K. (1925). Erdbaumechanik auf Bodenphysikalischer Grundlage, Deuticke, Vienna.
Terzaghi, K. (1936). “Relation between Soil Mechanics and Foundation Engineering: Presidential
Address,” Proceedings, First International Conference on Soil Mechanics and Foundation
Engineering, Boston, Vol. 3, 13–18.
Figura 8.22
Plano
Sección transversal
Figura 8.23
1.5 m
= radio
Plano
q = 300 kN/m2
Sección
A'
8 m
3 m
3 m
A

9.1 Introducción
Un aumento de esfuerzo causado por la construcción de cimientos u otras cargas comprime las capas
de suelo. La compresión es causada por (a) la deformación de partículas del suelo, (b) la reorienta-
ción de las partículas del suelo y (c) la expulsión de aire o agua de los espacios vacíos. En general, el
asentamiento del suelo causado por la carga puede dividirse en dos amplias categorías:
1. Asentamiento elástico, que es causado por la deformación elástica del suelo seco y
de los suelos húmedos y saturados sin ningún cambio en el contenido de humedad. Los
cálculos de los asentamientos elásticos se basan generalmente en ecuaciones derivadas de la
teoría de la elasticidad.
2. Asentamiento de consolidación, que es el resultado del cambio de volumen en un
suelo cohesivo saturado debido a la expulsión de agua intersticial. El asentamiento de
consolidación es dependiente del tiempo.
Este capítulo está dedicado al estudio de la consolidación e incluye:
• Un resumen de la prueba de la consolidación en el laboratorio.
• Evolución de los parámetros necesarios para el cálculo del asentamiento de consolidación.
• Rapidez de cambio de consolidación.
• Consolidación secundaria, que es el resultado del ajuste plástico del suelo.
• Procedimiento para el cálculo del asentamiento de consolidación de las cimentaciones
superficiales.
El asentamiento elástico de las cimentaciones superficiales se presenta en el capítulo 17.
9.2 Principios de consolidación
Cuando una capa de suelo saturado se somete a un aumento del esfuerzo, la presión del
agua intersticial se incrementa repentinamente. En los suelos arenosos que son altamente
permeables, el drenaje causado por el aumento en la presión de agua intersticial se com-
pleta inmediatamente. Este drenaje de agua intersticial se acompaña de una reducción en el
volumen de la masa de suelo, lo que se traduce en asentamiento. Debido al rápido drenaje
C A P Í T U L O 9
Consolidación
183

Capítulo 9: Consolidación
184
del agua intersticial en suelos arenosos, el asentamiento elástico y de consolidación ocurren
simultáneamente.
Cuando una capa de arcilla compresible saturada se somete a un aumento del esfuerzo,
el asentamiento elástico se produce inmediatamente. Debido a que la conductividad hidráulica
de la arcilla es significativamente menor que la de la arena, el exceso de presión de poros ge-
nerado por la carga se disipa gradualmente durante un largo periodo. Por lo tanto, el cambio de
volumen asociado (es decir, la consolidación) en la arcilla puede continuar por mucho tiempo
después del asentamiento elástico. El asentamiento causado por consolidación en arcilla puede
ser varias veces mayor que el asentamiento elástico.
La deformación dependiente del tiempo de suelo arcilloso saturado puede entenderse
mejor teniendo en cuenta un modelo simple que consiste en un cilindro con un resorte en su
centro. Sea el área dentro de la sección transversal del cilindro igual a A. El cilindro está lleno
de agua y tiene un pistón impermeable sin fricción unido a un resorte y una válvula, como se
muestra en la figura 9.1a. En este momento, si colocamos una carga P sobre el pistón (figura
9.1b) y mantenemos la válvula cerrada, toda la carga será tomada por el agua en el cilindro
porque el agua es incompresible. El resorte no pasará por ninguna deformación. El exceso de
presión hidrostática en este momento se puede dar como
(9.1)
¢u
P
A
Este valor se puede observar en el indicador de presión unido al cilindro.
Figura 9.1 Modelo cilindro-resorte
Δu = 0
Δu = 0
Δu =
Válvula cerrada Válvula cerrada
P
A
P
(b)
(a)
Δu
Válvula abierta
P
Válvula abierta
P
(d)
(c)
Δu
P
A

En general, podemos escribir
P Ps Pw (9.2)
donde Ps carga soportada por el resorte y Pw carga transportada por el agua.
De la discusión anterior, podemos ver que cuando la válvula se cierra después de la co-
locación de la carga P,
Ps Pw P
0 y
Ahora, si se abre la válvula, el agua fluirá hacia el exterior (figura 9.1c). Este flujo se acompaña
de una reducción de la presión hidrostática y un aumento en la compresión del resorte. Por lo
tanto, en este momento la ecuación (9.2) se mantendrá. Sin embargo,
Ps Pw P (es decir, u P/A)
0 y
Después de algún tiempo el exceso de presión hidrostática se convertirá en cero y el sistema
alcanzará un estado de equilibrio, como se muestra en la figura 9.1d. Ahora podemos escribir
Ps P y Pw 0
y
P Ps Pw
Con esto en mente, podemos analizar la deformación de una capa de arcilla saturada
sometida a un aumento del estrés (figura 9.2a). Consideremos el caso en el que una capa de
arcilla saturada de espesor H que está confinada entre dos capas de arena está siendo sometida a
un aumento instantáneo del esfuerzo total s. Este incremento del esfuerzo total se transmitirá
al agua intersticial y los sólidos del suelo. Esto significa que el esfuerzo total, s, se divide
en alguna proporción entre el esfuerzo y la presión efectiva del agua del poro. El cambio en el
comportamiento del esfuerzo efectivo será similar al del resorte en la figura 9.1 y el cambio en
el comportamiento de la presión del agua intersticial será similar al del exceso de presión hi-
drostática de la figura 9.1. A partir del principio de esfuerzo efectivo (capítulo 8), se deduce que
u (9.3)
donde
s¿ aumento del esfuerzo efectivo
s aumento de la presión de agua intersticial
Dado que la arcilla tiene muy baja conductividad hidráulica y el agua es incompresible,
en comparación con la estructura del suelo, en el tiempo t 0 todo el aumento del esfuerzo s
será arrastrado por el agua (s u) en todas las profundidades (figura 9.2b). Ninguno será
llevado por la estructura del suelo (es decir, el aumento del esfuerzo efectivo, s¿ 0).
Después de la aplicación del esfuerzo incremental, s, a la capa de arcilla, el agua in-
tersticial comenzará a ser exprimida hacia fuera y drenará en ambas direcciones en las capas
de arena. Por este proceso, el exceso de presión de agua intersticial a cualquier profundidad en
la capa de arcilla disminuirá gradualmente y el esfuerzo transportado por los sólidos del suelo
(esfuerzo efectivo) se incrementará. Por lo tanto, en el tiempo 0 t ,
u ( 0 y u )

186
Figura 9.2 Variación del esfuerzo total, la presión de agua intersticial y el esfuerzo efectivo en una capa
de arcilla drenada en la parte superior y la parte inferior como resultado de un esfuerzo añadido, s
Δs
Arena
Profundidad
Arena
(a)
Nivel freático
Arcilla
H
H
Aumento del
esfuerzo total
Δs
Profundidad
Aumento de
la presión del
agua intersticial
Profundidad
Δs
Profundidad
Δs
⬎0
Δs
(c) En el tiempo 0 ⬍t ⬍∞
H
Aumento del
esfuerzo total
Δs
Profundidad
Aumento de
la presión del
agua intersticial
Profundidad
Aumento del
esfuerzo efectivo
Profundidad
(d) En el tiempo t ⫽∞
Δu ⫽0
Aumento del
esfuerzo efectivo
Δs ⫽Δs
H
Aumento del
esfuerzo total
Δs
Profundidad
Aumento de
la presión del
agua intersticial
Aumento del
esfuerzo efectivo
(b) En el tiempo t ⫽ 0
Profundidad
Δu⫽Δs
Profundidad
Δs ⫽0
ΔuΔs

9.3 Prueba de consolidación de laboratorio unidimensional 187
Sin embargo, la magnitud de ⌬s¿ y ⌬u en varias profundidades va a cambiar (figura 9.2c), depen-
diendo de la distancia mínima del patrón de drenaje de la capa de arena superior o inferior.
Teóricamente, en el tiempo t ⫽ ⬁, todo el exceso de presión del agua intersticial se
disiparía por el drenaje de todos los puntos de la capa de arcilla, dando así ⌬u ⫽ 0. Entonces,
el aumento del esfuerzo total ⌬s se transportaría por la estructura del suelo (figura 9.2d), por
lo que
Este proceso gradual de drenaje bajo la aplicación de una carga adicional y la transferen-
cia del exceso de presión del agua intersticial asociada al esfuerzo efectivo provoca el asenta-
miento dependiente del tiempo (consolidación) en la capa de arcilla del suelo.
9.3 Prueba de consolidación de laboratorio
unidimensional
El procedimiento de prueba de consolidación unidimensional fue sugerido por primera vez por
Terzaghi (1925). Esta prueba se lleva a cabo en un consolidómetro (a veces referido como un
edómetro). La figura 9.3 es el diagrama esquemático de un consolidómetro. La muestra de suelo
se coloca dentro de un anillo de metal con dos piedras porosas, una en la parte superior de la
probeta y otra en la parte inferior. Los especímenes tienen generalmente 63.5 mm de diámetro
y 25.4 mm de espesor. La carga de la probeta es aplicada a través de un brazo de palanca y la
compresión se mide mediante un micrómetro calibrado. Durante la prueba, la muestra se man-
tiene bajo el agua. Cada carga generalmente se mantiene durante 24 horas. Después de eso la
carga por lo general se duplica, duplicando así la presión sobre la muestra, y se continúa con
la medición de la compresión. Al final de la prueba, se determina el peso en seco de la muestra
de ensayo. La figura 9.4 muestra una prueba de consolidación en curso (lado derecho).
La forma general de la gráfica de deformación de la muestra en función del tiempo para
un incremento de carga dada se muestra en la figura 9.5.
Figura 9.3 Consolidómetro
Marcador
calibrado
Piedra
porosa
Piedra
porosa
Anillo de
muestra
Carga
Muestra de suelo

188
Figura 9.4 Prueba de consolidación en progreso (lado derecho) (Cortesía de Braja M. Das,
Henderson, Nevada)
Figura 9.5 Gráfica de deformación en función del tiempo durante una consolidación para un incremento
particular de la carga.
Deformación
Tiempo (escala logarítmica)
Etapa I: Compresión inicial
Etapa II: Consolidación
primaria
Etapa III: Consolidación secundaria

9.4 Índice de vacíos-puntos de presión 189
A partir del diagrama de la figura 9.5 se puede observar que hay tres etapas, que son:
Etapa I: Compresión inicial, que es causada sobre todo por la precarga.
Etapa II: Consolidación primaria, durante la cual el exceso de presión del agua intersticial
se transfiere gradualmente en esfuerzo efectivo por la expulsión de la misma.
Etapa III: Consolidación secundaria, se produce después de la disipación total del exceso
de presión del agua intersticial, cuando se lleva a cabo alguna deformación de la
muestra debido al reajuste plástico del suelo.
9.4 Índice de vacíos-puntos de presión
Después de obtener las gráficas de deformación en función del tiempo para diversas cargas en
el laboratorio, es necesario estudiar el cambio en el índice de vacíos de la muestra con presión.
A continuación se presenta un procedimiento paso a paso:
1. Calcular la altura de sólidos, Hs, en la muestra de suelo (figura 9.6):
(9.4)
H
Ws
s
AGsgw
donde
Ws ⫽ peso seco de la muestra
A ⫽ área de la muestra
Gs ⫽ gravedad específica de sólidos del suelo
Ȗw ⫽ peso unitario de agua
2. Calcular la altura inicial de vacíos, Hv:
Hv H Hs (9.5)
donde H ⫽ altura inicial de la muestra.
3. Calcular el índice de vacíos inicial, e0, de la muestra:
(9.6)
e0
Vv
Vs
Hv
Hs
A
A
Hv
Hs
Figura 9.6 Cambio en la altura de la muestra en una prueba de consolidación en una dimensión
Altura
inicial de
la muestra
H
H2
Hv H Hs
Ws
AGsgw
Hs
Vacío
H1

Área de la
muestra A
Sólido

190
4. Para la primera carga gradual de s1 (carga total/unidad de área de la muestra), lo que
provoca la deformación H1, calcular el cambio en la relación de vacíos e1:
(9.7)
¢e1
¢H1
Hs
H1 se obtiene a partir de las lecturas del dial finales inicial y para la carga. En este
momento la presión efectiva sobre la muestra es s¿ s1 s¿
1.
5. Calcular el nuevo índice de vacíos, e1, después de la consolidación causada por el
incremento de presión s1:
e1 e0 e1 (9.8)
Para la siguiente carga, s2 (nota: s2 es igual a la carga acumulada por unidad de área de
la muestra), provoca la deformación adicional H2, la relación de vacío e2, al final de la conso-
lidación se puede calcular como
(9.9)
e2 e1
¢H2
Hs
Tenga en cuenta que, en este momento, la presión efectiva sobre la muestra es s¿ s2 s¿
2.
Procediendo de una manera similar, podemos obtener los índices de vacío al final de la
consolidación para todos los incrementos de carga.
Las presiones efectivas (s s¿) y los índices de vacíos correspondientes (e) al final de
la consolidación son impresos en papel cuadriculado semilogarítmico. La forma típica de este
tipo de trama se muestra en la figura 9.7.
Figura 9.7 Gráfica típica de e en función de log s¿
Índice
de
vacíos,
e
Presión efectiva, s¿ (escala logarítmica)
s
s
e0
e1
e2
s1 s2

9.5 Arcillas normalmente consolidadas y sobreconsolidadas 191
9.5 Arcillas normalmente consolidadas
y sobreconsolidadas
La figura 9.7 muestra que la parte superior de la gráfica e-log s¿ está un poco curvada con una
pendiente plana, seguida de una relación lineal para el índice de vacío con registro log s¿ que
tiene una pendiente pronunciada. Esto se puede explicar de la siguiente manera.
Un suelo en el campo a cierta profundidad ha sido sometido a una cierta presión efec-
tiva máxima en su historia geológica. Esta presión puede ser igual o mayor que la presión de
sobrecarga existente en el momento del muestreo. La reducción de la presión en el campo
puede ser causada por procesos geológicos naturales o procesos humanos. Durante la toma
de muestras del suelo, también se libera la presión de sobrecarga efectiva existente, lo que
resulta en cierta expansión. Cuando esta muestra se somete a una prueba de consolidación,
se producirá una pequeña cantidad de compresión (es decir, un pequeño cambio en el índice
de vacíos) cuando la presión total aplicada es menor que la presión de sobrecarga efectiva
máxima en el campo a la que el suelo fue sometido en el pasado. Cuando la presión total
aplicada sobre la muestra es mayor que la presión máxima efectiva pasada, el cambio en el
índice de vacío es mucho más grande y la relación e-log s¿ es prácticamente lineal con una
pendiente más pronunciada.
Esta relación puede ser verificada en el laboratorio mediante la carga de la muestra para
superar la presión de sobrecarga máxima efectiva y, a continuación, descarga y carga de nuevo.
La gráfica e-log s¿ para estos casos se muestra en la figura 9.8, en la que cd representa descarga
y dfg representa el proceso de recarga.
Esto nos lleva a las dos definiciones básicas de la arcilla sobre la base del esfuerzo his-
tórico:
1. Normalmente consolidada: la presión de sobrecarga efectiva actual es la presión máxima
a la que el suelo ha sido sometido en el pasado.
Figura 9.8 Gráfica de e en función de log s¿ mostrando carga, sobrecarga y ramas de recarga
Índice
de
vacíos,
e

192
2. Sobreconsolidados: la presente presión de sobrecarga efectiva es menor que la que el
suelo ha experimentado en el pasado. La presión máxima efectiva pasada se llama presión
de preconsolidación.
La presión efectiva pasada no puede determinarse explícitamente debido a que es general-
mente una función de los procesos geológicos y, en consecuencia, debe deducirse de los
resultados de pruebas de laboratorio.
Casagrande (1936) sugirió una construcción gráfica simple para determinar la presión
de preconsolidación, s¿
c, a partir de la gráfica de laboratorio e-log s¿. El procedimiento es el
siguiente (vea la figura 9.9):
1. Por observación visual, establecer un punto a en el que la dirección de la gráfica e-log s¿
tiene un radio mínimo de curvatura.
2. Dibujar una línea horizontal ab.
3. Dibujar la línea ac tangente en a.
4. Dibujar la línea ad, que es la bisectriz del ángulo bac.
5. Proyectar la parte recta gh de la gráfica e-log s¿ y trazar de nuevo para intersectar ad en f.
La abscisa del punto f es la presión de preconsolidación, s¿
c.
Ahora se puede definir el índice de sobreconsolidación (OCR) para un suelo como
OCR
sœ
c
s¿
donde
s¿c presión de preconsolidación de una muestra
s¿ presión vertical efectiva presente
Figura 9.9 Procedimiento gráfico para determinar la presión de preconsolidación
Índice
de
vacíos,
e
f
a
g
h
c
d
b
a
a
c
s

9.6 Efecto de las perturbaciones en la relación índice de vacíos-presión 193
9.6 Efecto de las perturbaciones en la relación
índice de vacíos-presión
Una muestra de suelo es remodelada cuando se somete a cierto grado de perturbación. Esto
afectará la relación del índice de vacíos-presión del suelo. Para un suelo arcilloso normalmente
consolidado de baja a mediana sensibilidad (figura 9.10) bajo una presión de sobrecarga efec-
tiva de s¿o y con un índice de vacíos de e0, el cambio en el índice de vacíos con un incremento
de la presión en campo será más o menos como el mostrado por la curva 1. Ésta es la curva de
compresión inicial, que es aproximadamente una línea recta en una gráfica semilogarítmica. Sin
embargo, la curva de consolidación de laboratorio para una muestra del mismo suelo sin per-
turbaciones (curva 2) se localizará a la izquierda de la curva 1. Si el suelo está completamente
remodelado y se lleva a cabo en él una prueba de consolidación, la posición general de la direc-
ción de la gráfica e-log s¿estará representada por la curva 3. Las curvas 1, 2 y 3 se intersectarán
aproximadamente a un índice de vacíos e 0.4e0 (Terzaghi y Peck, 1967).
Para un suelo arcilloso sobreconsolidado de sensibilidad baja a media que ha sido some-
tido a una presión de preconsolidación s¿c (figura 9.11) y para el cual la presión de sobrecarga
eficaz presente y el índice de vacíos son s¿o y e0, respectivamente, la curva de consolidación en
campo tendrá un patrón representado aproximadamente por cbd. Observe que bd es una parte
de la curva de compresión virgen. Los resultados de la prueba de consolidación de laboratorio de
una muestra sometida a la perturbación moderada estarán representados por la curva 2. Sch-
mertmann (1953) concluyó que la pendiente de la línea cb es el patrón de recompresión de
campo y tiene aproximadamente la misma pendiente que la curva de laboratorio rebote fg.
Figura 9.10 Características de consolidación de una arcilla normalmente consolidada de sensibilidad
baja a media.
Índice
de
vacíos,
e
e0
=
2
3 1
Curva de
consolidación
para una muestra
remodelada
Curva de
consolidación
inicial = Cc
Curva de
consolidación
de laboratorio
0.4e0
o c
s s

194
9.7 Cálculo de asentamiento a partir de una
consolidación primaria en una dimensión
Con los conocimientos adquiridos en el análisis de los resultados de las pruebas de consolida-
ción, ahora podemos proceder a calcular el asentamiento probable causado por la consolidación
primaria en campo, suponiendo una consolidación unidimensional.
Consideremos una capa de arcilla saturada de espesor H y el área de la sección transversal A
debajo de una presión de sobrecarga efectiva media existente s¿o. Debido a un aumento de la
presión, s, sea Sp el asentamiento principal. Al final de la consolidación, s s¿. Por lo
tanto, el cambio en el volumen (figura 9.12) está dado por
V V0 V1 HA (H Sp)A SpA (9.10)
donde V0 y V1 son el volumen inicial y final, respectivamente. Sin embargo, el cambio en el
volumen total es igual al cambio en el volumen de vacíos, Vv. Por lo tanto,
V SpA Vv0 Vv1 Vv (9.11)
donde Vv0 y Vv1 son los volúmenes vacíos inicial y final, respectivamente. De la definición de
índice de vacíos, tenemos
Vv eVs (9.12)
donde e variación del índice de vacíos. Pero
(9.13)
Vs
V0
1 e0
AH
1 e0
0.4e0
Curva de
consolidación
virgen
Curva de
consolidación
de laboratorio
Curva de rebote
de laboratorio;
pendiente = Cs
c a
g
f
d
b
2
1
3
Presión efectiva, s¿ (escala logarítmica),
e0
Índice
de
vacíos,
e
o c
s s
Figura 9.11 Características de consolidación de una arcilla sobreconsolidada de sensibilidad baja a media.

9.7 Cálculo de asentamiento a partir de una consolidación primaria en una dimensión 195
donde e0 índice de vacíos inicial en volumen V0. Por lo tanto, a partir de las ecuaciones
(9.10), (9.11), (9.12) y (9.13), obtenemos
o
(9.14)
Sp H
¢e
1 e0
¢V SpA ¢eVs
AH
1 e0
¢e
Para arcillas normalmente consolidadas que muestren una relación lineal e-log s¿ (figura
9.10) (nota: s s¿ al final de la consolidación),
(9.15)
¢e Cc[log(sœ
o ¢s¿) log sœ
o]
donde Cc pendiente de la gráfica e-log s¿o y se define como el índice de compresión. Sustitu-
yendo la ecuación (9.15) en la ecuación (9.14) se obtiene
(9.16)
Sp
CcH
1 e0
log a
sœ
o ¢s¿
sœ
o
b
Para una capa de arcilla más gruesa, se puede hacer una medición más precisa del asenta-
miento si la capa se divide en una serie de subcapas y los cálculos se realizan para cada subcapa.
Por lo tanto, la solución total para toda la capa se puede dar como
Sp a c
CcHi
1 e0
loga
sœ
o(i) ¢sœ
(i)
sœ
o(i)
b d
donde
Hi espesor de la subcapa i
s¿o(i) presión de sobrecarga efectiva promedio inicial de la subcapa i
s¿(i) aumento de la presión vertical para la subcapa i
Sp
Altura
Área de la sección
transversal = A
ΔV
Volumen
Área de la sección
transversal = A
ΔV
V1
V0
Vv1
Vv0
Vs
Sp
Altura
= Vacío
H H
Sólido
Volumen
Suelo
Figura 9.12 Asentamiento causado por una consolidación en una dimensión

196
En arcillas sobreconsolidadas (figura 9.11), para s¿o s¿ s¿c, campo e-log s¿, la va-
riación será a lo largo de la línea cb, cuya pendiente será aproximadamente igual a la pendiente de
la curva de rebote de laboratorio. La pendiente de la curva de rebote, Cs, se conoce como índice
deabultamiento, por lo que
(9.17)
De las ecuaciones (9.14) y (9.17), tenemos
(9.18)
Si entonces
(9.19)
Sp
CsH
1 e0
log
sœ
c
sœ
o
CcH
1 e0
log a
sœ
o ¢s¿
sœ
c
b
sœ
o ¢s sœ
c ,
Sp
CsH
1 e0
loga
sœ
o ¢s¿
sœ
o
b
¢e Cs[log(sœ
o ¢s¿) logsœ
o]
Sin embargo, si se proporciona la curva e-log s¿
, se puede simplemente escoger e de la grá-
fica para el rango de presiones correspondiente. Este valor puede ser sustituido en la ecuación
(9.14) para el cálculo del asentamiento, Sp.
9.8 Índice de compresión (Cc) e índice
de abultamiento (Cs)
Podemos determinar el índice de compresión para el asentamiento de campo provocado por la
consolidación por construcción gráfica (como se muestra en la figura 9.9) después de la obten-
ción de resultados de las pruebas de laboratorio para el índice de vacíos y para la presión.
Skempton (1944) sugirió expresiones empíricas para el índice de compresión. Para arci-
llas inalteradas:
(9.20)
Para arcillas remodeladas:
(9.21)
Cc 0.007(LL 10)
Cc 0.009(LL 10)
donde LL límite líquido (%). En ausencia de datos de consolidación de laboratorio, la
ecuación (9.20) se utiliza a menudo para un cálculo aproximado de la consolidación prima-
ria en campo. También están disponibles otras correlaciones para el índice de compresión.
Varias de estas correlaciones han sido recopiladas por Rendon-Herrero (1980), y éstas se
dan en la tabla 9.1.

Con base en las observaciones de varias arcillas naturales, Rendon-Herrero (1983) dio la
relación para el índice de compresión la forma
(9.22)
Cc 0.141G1.2
s a
1 e0
Gs
b
2.38
Más recientemente, Park y Koumoto (2004) expresaron el índice de compresión por me-
dio de la siguiente relación
(9.23)
Cc
no
371.747 4.275no
donde no porosidad del suelo in situ.
Con base en el modelo de arcilla modificado, Cam, Wroth y Wood (1978) han demostrado que
(9.24)
Cc 0.5Gs
[PI(%)]
100
donde PI índice de plasticidad
Si se toma un valor medio para Gs de aproximadamente 2.7 (Kulhawy y Mayne, 1990)
(9.25)
Cc
PI
74
El índice de abultamiento es sensiblemente menor en magnitud que el índice de compresión,
y por lo general puede ser determinado a partir de pruebas de laboratorio. Los valores típicos
del límite líquido, límite plástico, índice de compresión inicial y el índice de abultamiento para
algunos suelos naturales se dan en la tabla 9.2.
De la tabla 9.2 se puede observar que Cs ≈ 0.2 a 0.3 Cc. Con base en el modelo de arcilla
modificado, Cam, Kulhawy y Mayne (1990) han demostrado que
(9.26)
CS
PI
370
Tabla 9.1 Correlaciones para el índice de compresión, Cc
(compilada de Rendon-Herrero, 1980)
Región de aplicabilidad
Ecuación
Cc 0.01wN Arcillas de Chicago
Cc 1.15(eO Todas las arcillas
)
7
2
.
0
Cc 0.30(eO Suelos cohesivos inorgánicos: limo, arcilla limosa, arcilla
)
7
2
.
0
Cc 0.0115wN Suelos orgánicos: turbas, limo orgánico y arcilla
Cc 0.0046(LL Arcillas brasileñas
)
9
Cc 0.75(eO Suelos con baja plasticidad
)
5
.
0
Cc 0.208eO 0.0083 Arcillas de Chicago
Cc 0.156eO 0.0107 Todas las arcillas
Nota: e0 índice de vacíos in situ; wN contenido de agua in situ.

198
Ejemplo 9.1
Refiérase a la curva e-log s¿ mostrada en la figura 9.13.
a. Determine la presión preconsolidada, s¿
c.
b. Encuentre el índice de compresión, Cc.
Solución
a. Usando el procedimiento que se muestra en la figura 9.9, se determina la presión de pre-
consolidación. De la gráfica s¿c 160 kN/m2.
b. De la gráfica e-log s¿
, encontramos
1 400 kN/m2
e1 0.712
2 800 kN/m2
e2 0.627
Por lo tanto
Cc
e1 e2
log(s2
¿/s1
¿)
0.712 0.627
log(800/400)
0.282
Índice
de
vacío,
e
Presión efectiva, s (kN/m2) (escala logarítmica)
a
c
d
b
1.0
0.9
0.8
0.7
0.6
30 100 300 1000
c
s
Figura 9.13
Tabla 9.2 Compresión y abultamiento de suelos naturales
Suelo Cs/Cc
Arcilla azul de Boston 41 20 0.35 0.07 0.2
Arcilla de Chicago 60 20 0.4 0.07 0.175
Arcilla de Fuerte Gordon, Georgia 51 26 0.12 0.04 0.33
Arcilla de Nueva Orleáns 80 25 0.3 0.05 0.17
Arcilla de Montana 60 28 0.21 0.05 0.24
Límite
líquido
Límite
plástico
Índice de
compresión, CC
Índice de
abultamiento, CS

Ejemplo 9.2
En la figura 9.14 se muestra un perfil de suelo. Si se aplica una carga uniformemente distri-
buida s en la superficie del suelo, ¿cuál será el asentamiento de la capa de arcilla causado
por la consolidación primaria? Se tiene que s¿
c para la arcilla es 125 kN/m2 y Cs Cc.
1
6
Solución
El esfuerzo medio efectivo a la mitad de la capa de arcilla es
o
(2)(16) (5)(18 9.81) (1.5)(19 9.81)
86.74 kN/m2
125 kN/m2
86.74 kN/m2
Δ 86.74 75 161.74 kN/m2
sc
¿
so
¿
sc
¿
so
¿
so
¿ 2gseco(arena) (5)[gsat(arena) gw] a
3
2
b[gsat(arcilla) gw]
(Nota: s s¿ al final de la consolidación.) Así que tenemos que usar la ecuación (9.19):
Sp
CsH
1 e0
log a
sc
¿
s0
¿
b
CcH
1 e0
log a
so
¿ ¢s¿
sc
¿
b
Δ = 75 kN/m2
2 m
5 m
3 m
Nivel freático
gseco = 16 kN/m3
gsat = 18 kN/m3
Arena
Arena
gsat = 19 kN/m3
Arcilla
Índice de vacíos, e0 = 0.75
LL = 40
Arena
s
Figura 9.14

200
Tenemos H 3 m y e0 0.8. De la ecuación (9.20),
Cc 0.009(LL 10) 0.009(40 10) 0.27
Por lo tanto,
0.0623 m 62.3 mm
Sp
3
1 0.8
c 0.045 loga
125
86.74
b 0.27 log a
161.74
125
b d
Cs
1
6
Cc
0.27
6
0.045
Ejemplo 9.3
En la figura 9.15a se muestra un perfil de suelo. Se llevaron a cabo pruebas de consolidación
de laboratorio en una muestra obtenida de la mitad de la capa de arcilla. La curva de consoli-
dación de campo interpolada a partir de los resultados de las pruebas de laboratorio se mues-
tran en la figura 9.15b. Calcule el asentamiento en campo provocado por la consolidación
primaria para una sobrecarga de 48 kN/m2 aplicada en la superficie del suelo.
Solución
(5)( sat w) 5(18.0 9.81)
40.95 kN/m2
so
¿
48 kN/m2
10 m
(a)
Nivel freático
Arcilla
e0 = 1.1
gsat = 18 kN/m3
Roca
Figura 9.15 (a) Perfil de suelo, (b) curva de consolidación de campo

Presión efectiva, s (escala logarítmica) (kN/m2)
Índice
de
vacíos,
e
1.12
40.95
1.10
1.08
1.06
1.04
1.02
1.00
70 100
88.95
1.045
1.076
(b)
Δe
Figura 9.16 (continuación)
e0 1.1
48 kN/m2
40.95 48 88.95 kN/m2
so
¿
El índice de vacío correspondiente a 88.95 kN/m2 (figura 9.15b) es 1.045. Por lo tanto, e
1.1 – 1.045 0.055. De la ecuación (9.14) tenemos
asentamiento,
así que
Sp 10
0.055
1 1.1
0.262 m 262 mm
Sp H
¢e
1 e0
9.9 Asentamiento a partir de la consolidación secundaria
La sección 9.3 mostró que al final de la consolidación primaria (es decir, después de la disipa-
ción completa del exceso de presión de agua intersticial) se observa algún asentamiento debido
al ajuste plástico del suelo, que por lo general se denomina fluencia. Esta etapa de consolidación
se llama consolidación secundaria. Durante la consolidación secundaria, la gráfica de la defor-
mación en función del logaritmo de tiempo es prácticamente lineal (figura 9.5). La variación del
índice de vacíos e con el tiempo t para un incremento de carga dado será similar a la mostrada
en la figura 9.5. Esta variación se ilustra en la figura 9.16.

202
El índice de compresión secundaria puede definirse a partir de la figura 9.16 como
(9.27)
Ca
¢e
log t2 log t1
¢e
log(t2/t1)
donde
CĮ índice de compresión secundaria
e cambio de relación de vacíos
t1, t2 tiempo
La magnitud de la consolidación secundaria puede ser calculada como
(9.28)
donde
(9.29)
Cœ
a
Ca
1 ep
Ss Cœ
aH loga
t2
t1
b
y
ep índice de vacío en el extremo de la consolidación primaria (figura 9.16)
H espesor de capa de arcilla
Figura 9.16 Variación de e con log t bajo un incremento de carga dado y la definición del índice de
compresión secundaria
Índice
de
vacíos,
e
Tiempo, t (escala logarítmica)
t1
Δe
Δe
log
t2
t1
Ca =
ep
t2

El asentamiento por consolidación secundaria es más importante que la consolidación
primaria en suelos inorgánicos y orgánicos altamente compresibles. En arcillas inorgánicas
sobreconsolidadas, el índice de compresión secundaria es muy pequeño y tiene menos impor-
tancia práctica. La variación de C¿
a para varios depósitos naturales del suelo es la siguiente
(Mesri, 1973).
• Arcillas sobreconsolidadas ≈ 0.001 o menos
• Arcillas consolidadas normalmente ≈ 0.005 a 0.03
• Suelos orgánicos ≈ 0.04 o más
Mesri y Godlewski (1977) compilaron la proporción de C¿
a/Cc, para una serie de arcillas natu-
rales. A partir de este estudio, se tiene que C¿
a/Cc para
• Arcillas y limos inorgánicos ≈ 0.04 ± 0.01
• Arcillas y limos orgánicos ≈ 0.05 ± 0.01
• Turbas ≈ 0.075 ± 0.01
Ejemplo 9.4
Para una capa de arcilla normalmente consolidada en campo se dan los siguientes valores:
• Espesor de la capa de arcilla 3 m
• Índice de vacíos (eo) 0.8
• Índice de compresión (Cc) 0.28
• Presión media efectiva en la capa de arcilla (s¿o) 130 kN/m2
• s¿ 50 kN/m2
• Índice de compresión secundaria (CĮ) 0.02
¿Cuál es el asentamiento total por consolidación de la capa de arcilla cinco años después de
la finalización del asentamiento por consolidación primaria? (Nota: tiempo para la finaliza-
ción del asentamiento primario 1.5 años.)
Solución
C¿
a
Ca
1 ep
El valor de ep puede ser calculado como
ep eO ¢eprimaria
Combinando las ecuaciones (9.14) y (9.15), encontramos que
0.04
¢e Cc loga
s¿
O ¢s¿
s¿
O
b 0.28 log a
130 50
130
b
Solución de consolidación primaria, Sp
¢eH
1 eO
(0.04)(3)
1 0.8
0.067 m
Se establece que eo 0.8, y por lo tanto,
ep 0.8 0.04 0.76

204
Por lo tanto,
C¿
a
0.02
1 0.76
0.011
Ss C¿
aH log a
t2
t1
b (0.011)(3) loga
5
1.5
b 0.017 m
Asentamiento total por consolidación consolidación primaria (Sp) + asentamiento secun-
dario (Ss). De modo que
Asentamiento total por consolidación 0.067 + 0.017 0.084 ≈ 84 mm
9.10 Tasa de consolidación
El asentamiento total causado por la consolidación primaria resultante de un aumento en la
presión sobre una capa de suelo se puede calcular mediante el uso de una de las tres ecuaciones
[(9.16), (9.18) o (9.19)] dadas en la sección 9.7. Sin embargo, las ecuaciones no proporcionan
ninguna información con respecto a la tasa de consolidación primaria. Terzaghi (1925) propuso
la primera teoría para considerar la tasa de consolidación unidimensional de suelos arcillosos
saturados. Las deducciones matemáticas se basan en los siguientes supuestos:
1. El sistema arcilla-agua es homogéneo.
2. La saturación es completa.
3. La compresibilidad del agua es insignificante.
4. La compresibilidad de los granos del suelo es insignificante (pero reorganiza los granos
del suelo).
5. El flujo de agua es en una sola dirección (es decir, en la dirección de compresión).
6. La ley de Darcy es válida.
La figura 9.17a muestra una capa de arcilla de espesor 2Hdr situada entre dos capas de
arena altamente permeables. Si la capa de arcilla se somete a un aumento de la presión de s,
la presión del agua intersticial en cualquier punto A en la capa de arcilla se incrementará. Para la
consolidación unidimensional, el agua es exprimida en dirección vertical hacia las capas de
arena.
La figura 9.17b muestra el flujo de agua a través de un elemento prismático en A. Para el
elemento de suelo que se muestra,
Por lo tanto,
avz
0vz
0z
dzb dx dy vz dx dy
0V
0t
a
tasa de pérdida
de agua
b a
tasa de afluencia
de agua
b a
tasa de cambio
de volumen
b
donde
V volumen del elemento de suelo
nz velocidad de flujo en la dirección z

o
(9.30)
Usando la ley de Darcy, tenemos
(9.31)
vz ki k
0h
0z
k
gw
0u
0z
0vz
0z
dx dy dz
0V
0t
Figura 9.17 (a) Capa de arcilla sometida a consolidación, (b) flujo de agua en A durante la consolidación
2Hdr
Δs
Nivel freático
z
Arcilla
Arena
(b)
(a)
(vz + dz)dx dy
∂vz
∂ z
dx
dy
dz
vz dx dy
h = u
gw
z
A

206
donde u exceso de presión de agua intersticial causada por el aumento del esfuerzo. De las
ecuaciones (9.30) y (9.31), obtenemos
(9.32)
k
gw
02
u
0z2
1
dx dy dz
0V
0t
Durante la consolidación, la tasa de cambio en el volumen del elemento de suelo es igual a la
tasa de cambio en el volumen de vacíos. Así
(9.33)
0V
0t
0Vv
0t
0(Vs eVs)
0t
0Vs
0t
Vs
0e
0t
e
0Vs
0t
donde
Vs volumen de sólidos del suelo
Vv volumen de vacíos
Pero (suponiendo que los sólidos del suelo son incompresibles),
y
Vs
V
1 e0
dx dy dz
1 e0
0Vs
0t
0
Sustituyendo ∂Vs/∂t y Vs en la ecuación (9.33) se obtiene
(9.34)
0V
0t
dx dy dz
1 e0
0e
0t
donde e0 índice de vacíos inicial. Combinando las ecuaciones (9.32) y (9.34) se obtiene
(9.35)
k
gw
02
u
0z2
1
1 e0
0e
0t
El cambio en el índice de vacíos es causado por el aumento del esfuerzo efectivo (es decir,
la disminución del exceso de presión del agua intersticial). Suponiendo que esos valores están
relacionados linealmente, tenemos
(9.36)
0e av 0(¢s¿) av 0u
donde
∂(s¿) cambio en la presión efectiva
av coeficiente de compresibilidad (av puede ser considerado como constante para un
estrecho rango de aumentos de presión)
Combinando las ecuaciones (9.35) y (9.36) se obtiene
k
gw
02
u
0z2
av
1 e0
0u
0t
mv
0u
0t

donde mv coeficiente de compresibilidad del volumen av/(1 + e0), o
(9.37)
0u
0t
cv
02
u
0z2
donde cv coeficiente de consolidación k/(Ȗwmv).
La ecuación (9.37) es la ecuación diferencial básica de la teoría de la consolidación de
Terzaghi y puede ser resuelta con las siguientes condiciones de frontera:
z 0, u 0
z 2Hdr, u 0
t 0, u u0
La solución es
(9.38)
u a
m q
m 0
c
2u0
M
sena
Mz
Hdr
b d e M2
Tv
donde m es un número entero
y
Tv
cvt
H2
dr
factor tiempo
u0 exceso de presión inicial del agua intersticial
M
p
2
(2m 1)
El factor tiempo es un número adimensional.
Debido a que la consolidación avanza por la disipación del exceso de presión de agua
intersticial, el grado de consolidación a una distancia z en cualquier tiempo t es
(9.39)
Uz
u0 uz
u0
1
uz
u0
donde uz exceso de presión intersticial en el tiempo t. Las ecuaciones (9.38) y (9.39) se pue-
den combinar para obtener el grado de consolidación en cualquier profundidad z. Esto se muestra
en la figura 9.18.
El grado medio de consolidación para toda la profundidad de la capa de arcilla en cual-
quier tiempo t se puede escribir a partir de la ecuación (9.39) como
(9.40)
U
St
Sp
1
a
1
2Hdr
b
2Hdr
0
uz dz
u0

208
donde
U grado promedio de consolidación
St asentamiento de la capa en el tiempo t
Sp asentamiento definitivo de la capa de consolidación primaria
Sustituyendo la expresión para el exceso de presión intersticial, uz, dada en la ecuación
(9.38), en la ecuación (9.40) se obtiene
(9.41)
U 1 a
m q
m 0
2
M2
e M2
Tv
La variación en el grado promedio de consolidación con el factor tiempo no dimensional,
Tv, se proporciona en la tabla 9.3, que representa el caso donde u0 es el mismo para toda la
profundidad de la capa de consolidación. Los valores del factor tiempo y sus grados promedio
de consolidación correspondientes también se pueden aproximar por las siguientes relaciones
simples:
(9.42)
(9.43)
Para U 60%, Tv 1.781 0.933 log(100 U%)
Para U 0 a 60%, Tv
p
4
a
U%
100
b
2
Grado de consolidación, Uz
0
2.0
z
Hdr
1.5
1.0
0.5
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.5
0.6
0.7
0.8
0.9
0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.0
Tv = 0
Figura 9.18 Variación de Uz con Tv y z/Hdr

9.11 Coeﬁciente de consolidación 209
9.11 Coeﬁciente de consolidación
El coeficiente de consolidación, cv, disminuye generalmente a medida que aumenta el límite
líquido del suelo. El rango de variación de cv para un límite líquido de suelo dado es más bien
amplio.
Para un incremento de carga determinado en una muestra, hay dos métodos gráficos común-
mente utilizados para la determinación de cV a partir de pruebas de laboratorio de consolidación
unidimensionales. Uno de ellos es el método de logaritmo de tiempo propuesto por Casagrande
y Fadum (1940), y el otro es el método de la raíz cuadrada del tiempo sugerido por Taylor
(1942). A continuación se describen los procedimientos generales para la obtención de cv por los
dos métodos.
Tabla 9.3 Variación del factor tiempo con el grado de consolidación
U (%) Tv U (%) Tv U (%) Tv
0 0
1 0.00008
2 0.0003
3 0.00071
4 0.00126
5 0.00196
6 0.00283
7 0.00385
8 0.00502
9 0.00636
10 0.00785
11 0.0095
12 0.0113
13 0.0133
14 0.0154
15 0.0177
16 0.0201
17 0.0227
18 0.0254
19 0.0283
20 0.0314
21 0.0346
22 0.0380
23 0.0415
24 0.0452
25 0.0491
26 0.0531
27 0.0572
28 0.0615
29 0.0660
30 0.0707
31 0.0754
32 0.0803
33 0.0855
68 0.377
69 0.390
70 0.403
71 0.417
72 0.431
73 0.446
74 0.461
75 0.477
76 0.493
77 0.511
78 0.529
79 0.547
80 0.567
81 0.588
82 0.610
83 0.633
84 0.658
85 0.684
86 0.712
87 0.742
88 0.774
89 0.809
90 0.848
91 0.891
92 0.938
93 0.993
94 1.055
95 1.129
96 1.219
97 1.336
98 1.500
99 1.781
100 q
34 0.0907
35 0.0962
36 0.102
37 0.107
38 0.113
39 0.119
40 0.126
41 0.132
42 0.138
43 0.145
44 0.152
45 0.159
46 0.166
47 0.173
48 0.181
49 0.188
50 0.197
51 0.204
52 0.212
53 0.221
54 0.230
55 0.239
56 0.248
57 0.257
58 0.267
59 0.276
60 0.286
61 0.297
62 0.307
63 0.318
64 0.329
65 0.304
66 0.352
67 0.364
Drenaje
de
dos
vías
2Hdr
u0
Drenaje
de
una
vía
Hdr
u0
Drenaje
de
una
vía
Hdr
u0
Diferentes tipos de
drenaje con constante u0
*u0 constante con la profundidad.

210
Método del logaritmo de tiempo
Para una carga gradual dada a partir de la prueba de laboratorio, en la figura 9.19 se presenta
la gráfica de la deformación de la muestra en función del logaritmo de tiempo. Se necesitan las
siguientes construcciones para determinar el cv:
1. Extender en línea recta las porciones de las consolidaciones primaria y secundaria para
intersectar en A. La ordenada de A se representa por d100, que es la deformación en el
extremo de 100% de consolidación primaria.
2. La parte curva inicial de la gráfica de deformación frente a log t se aproxima a una
parábola en la escala natural. Seleccionar los tiempos t1 y t2 en la parte curvada de tal
manera que t2 4t1. Sea la diferencia de la deformación de la muestra durante el
tiempo (t2 – t1) igual a x.
3. Dibujar una línea horizontal DE de manera que la distancia vertical BD sea igual a x.
La deformación correspondiente a la línea DE es d0 (es decir, la deformación a 0% de
consolidación).
4. La ordenada del punto F en la curva de la consolidación representa la deformación en el
50% de consolidación primaria y su eje de abscisas representa el tiempo correspondiente
(t50).
5. Para 50% del grado promedio de consolidación, Tv 0.197 (tabla 9.3),
o
(9.44)
cv
0.197Hdr
2
t50
T50
cvt50
Hdr
2
donde Hdr trayectoria promedio de drenaje más larga durante la consolidación.
Figura 9.19 Método de logaritmo de tiempo para determinar el coeficiente de consolidación.
Deformación
(aumento)
d100
t1
Tiempo (escala logarítmica)
d0 d100
2
x
B
D E
x
d50
d0
F
A
t2 t50
C

Para muestras de drenaje en la parte superior e inferior, Hdr es igual a la mitad de la altura
promedio de la muestra durante la consolidación. Para las muestras de drenaje en un solo lado,
Hdr es igual a la altura promedio de la muestra durante la consolidación.
Método de la raíz cuadrada del tiempo
En este método se dibuja una gráfica de deformación en función de la raíz cuadrada del tiempo
para los incrementos de carga (figura 9.20). Otras construcciones gráficas requeridas son las
siguientes:
1. Dibujar una línea AB a través de la primera parte de la curva.
2. Dibujar una línea AC de tal manera que OC 1.15 OB. La abscisa del punto D, que es
la intersección de CA y la curva de consolidación, da la raíz cuadrada del tiempo para el
90% de consolidación 1t90 .
3. Para el 90% de consolidación, T90 0.848 (tabla 9.3), por lo tanto
o
(9.45)
cv
0.848H2
dr
t90
T90 0.848
cvt90
H2
dr
en la ecuación (9.45) Hdr se determina de una manera similar al método logaritmo de tiempo.
Figura 9.20 Método de la raíz cuadrada del tiempo
B
Tiempo
A
D
C
O
√t90
√
Deformación
(aumento)

212
Ejemplo 9.5
En la figura 9.21 se muestra un perfil de suelo. Sobre la superficie del suelo se aplica una
sobrecarga de 96 kN/m2. Determine lo siguiente:
a. ¿A qué altura se elevará el agua en el piezómetro inmediatamente después de la aplica-
ción de la carga?
b. Después de 104 días de la aplicación de la carga, h 4 m. Determine el coeficiente de
consolidación (cv) del suelo de arcilla.
Solución
Inciso a
Suponiendo un aumento uniforme de la presión inicial del agua intersticial en exceso a través
de 3 m de profundidad de la capa de arcilla
h
96
9.81
9.79 m
u0 ¢s 96 kN/m2
h
3 m Arena
Δs = 96 kN/m2
Nivel freático
3 m Arcilla
1.5 m
A
Roca
5 m
Figura 9.21
Inciso b
UA% a 1
uA
u0
b100 a1
4 9.81
9.79 9.81
b100 59%
Como en la parte inferior de la capa de arcilla existe roca, éste es un caso de drenaje de
un solo sentido. Para este tipo de condiciones de drenaje, la variación de Uz con z/Hdr para va-
rios valores de Tv se ha trazado en la figura 9.22. (Nota: esto ha sido tomado de la figura 9.18,
que es un caso de drenaje de dos vías.) Para este problema, z/Hdr 1.5/3 0.5 y Uz 59%.
Con estos valores de z/Hdr y Uz en la figura 9.22, se obtiene Tv ¯ 0.3.

cv 0.003 cm2
/s
3
.
0
cv(104 24 60 60)
(300 cm)2
Tv
cvt
Hdr
2
0
0
0.5
1.0
20 40 60
Uz (%)
Tv = 0
80 100
0.7
0.8
0.9
0.1
0.2
0.3
0.4
0.5
0.6
z
Hdr
Figura 9.22
Ejemplo 9.6
Para el problema en el ejemplo 9.2, responda lo siguiente:
a. ¿Cuál es el grado promedio de la consolidación de la capa de arcilla cuando el asenta-
miento es de 15 mm?
b. Si el valor promedio de cv para el rango de presión es de 0.003 cm2/s, ¿cuánto tiempo se
necesita para que se produzca un asentamiento del 50%?
c. Si la capa de arcilla de 3 m de espesor se drena sólo en la parte superior, ¿cuánto tiempo
tomará que se produzca el 50% de consolidación?
Solución
Inciso a
%
U%
asentamiento en cualquier tiempo
asentamiento máximo
15 mm
62.3 mm
100 24.1
Inciso b
U 50%; drenaje de dos vías T50
cvt50
H2
dr
De la tabla 9.3, para U 50%, T50 0.197. Por lo tanto,
t50 1 477 500 s 17.1 días
0.197
0.003 t50
[(3/2)(100)]2

214
Inciso c
Con el drenaje de un solo sentido, la longitud máxima de la trayectoria de drenaje 3 m
t50 5 910 000 s 68.4 días
0.197
0.003 t50
(3 100)2
Ejemplo 9.7
Una capa de arcilla saturada de 3 m de espesor (drenaje de dos vías) bajo una sobrecarga se
sometió a 90% de consolidación primaria en 75 días. Encuentre el coeficiente de consolida-
ción de la arcilla para el rango de presión.
Solución
T90
cvt90
H2
dr
Dado que la capa de arcilla tiene drenaje de dos vías, Hdr 3 m/2 1.5 m; T90 0.848.
Por lo tanto
cv
0.848 2.25 104
75 24 60 60
0.00294 cm2
/s
0.848
cv(75 24 60 60)
(1.5 100)2
Ejemplo 9.8
Para una muestra de arcilla sin alteraciones de 30 mm de espesor, como la que se describe
en el ejemplo 9.7, ¿cuánto tiempo tarda en experimentarse el 90% de consolidación en el
laboratorio para un rango de presión de consolidación semejante? La muestra de prueba
de laboratorio tendrá drenaje de dos vías.
Solución
y
Así
o
t90(lab)
(75 24 60 60)(9 102
)
(2.25 106
) 4
648 s
4t90(lab)
(30)2
75 24 60 60
2.25 106
T90
cvt90(lab)
(30/2)2
T90
cv t90(campo)
H2
dr(campo)
cv(75 24 60 60)
(1.5 1000)2

Ejemplo 9.9
Una prueba de laboratorio de consolidación en una muestra de suelo (drenado en ambos
lados) ha determinado los siguientes resultados:
espesor de la muestra de arcilla 25 mm
s¿
1 50 kN/m2 e1 0.92
s¿
2 120 kN/m2 e2 0.78
tiempo para el 50% de consolidación 2.5 min
Determine la conductividad hidráulica, k, de la arcilla para el intervalo de carga.
Solución
cv
T50H2
dr
t50
0.92 0.78
120 50
1
0.92 0.78
2
0.00108 m2
/kN
mv
an
1 eprom
(¢e/¢s¿)
1 eprom
De la tabla 9.3, para U 50% el valor de Tv 0.197, por lo tanto
1.303 10 7
m/min
k cvmvgw (1.23 10 5
)(0.00108)(9.81)
cv
(0.197)a
0.025 m
2
b
2
2.5 min
1.23 10 5
m2
/min
9.12 Cálculo de la consolidación primaria de un
asentamiento bajo una cimentación
El capítulo 8 mostró que el aumento del esfuerzo vertical sobre el suelo causado por una carga
aplicada sobre un área limitada disminuye con la profundidad z medida desde la superficie del
suelo hacia abajo. Por lo tanto, para estimar el asentamiento unidimensional de una cimenta-
ción, podemos usar la ecuación (9.16), (9.18) o (9.19). Sin embargo, el aumento del esfuerzo
efectivo s¿ en estas ecuaciones debe ser el incremento promedio por debajo del centro de la
cimentación.
Suponiendo que el aumento de la presión varía en forma parabólica, se puede estimar el
valor de s¿prom (regla de Simpson)
(9.46)
¢sœ
prom
¢st 4¢sm ¢sb
6

216
donde st, sm y sb representan el aumento de la presión en la parte superior, media e inferior
de la capa, respectivamente. Las magnitudes de st, sm y sb se pueden obtener usando la
ecuación (8.33) y la tabla 8.6.
En algunos casos los ingenieros de cimentaciones utilizan un método aproximado para
determinar el aumento del esfuerzo con la profundidad causada por la construcción de una base.
Esto se conoce como método 2:1 (figura 9.23). De acuerdo con este método, el aumento del
esfuerzo a una profundidad z, es
(9.47)
¢s
q B L
(B z)(L z)
Tenga en cuenta que la ecuación (9.47) supone que el esfuerzo sobre la cimentación se extiende
a lo largo de las líneas con una pendiente 2 vertical para 1 horizontal.
Figura 9.23 Método 2:1 para determinar el aumento del esfuerzo bajo una cimentación
z
2 vertical a
1 horizontal
B z
CimentaciónB L
2 vertical a
1 horizontal
B
s
q
Ejemplo 9.10
Calcule el asentamiento de la consolidación primaria de la capa de arcilla de 3 m de espesor
(figura 9.24) que será el resultado de la carga transportada por un 1.5 m pie cuadrado. La
arcilla está normalmente consolidada. Utilice el método de cálculo de 2:1 s¿
Solución
De la ecuación (9.16) para arcilla normalmente consolidada, tenemos
Sp
CcH
1 e0
log a
sœ
o ¢s¿
sœ
o
b

Arena seca
gseca = 15.7 kN/m3
890 kN
3 m
1.5 m gsat = 18.9 kN/m3
Nivel freático
Tamaño del cimiento
1.5 m × 1.5 m
1.5 m
3 m
Arcilla
gsat = 17.3 kN/m3
e0 = 1.0
LL = 40
Figura 9.24
donde
Cc 0.009(LL 10) 0.009(40 10) 0.27
H 3000 mm
e0 1.0
4.5 15.7 1.5 (18.9 9.81) 1.5(17.3 9.81) 95.52 kN/m2
4.5 gseca(arena) 1.5[gsat(arena) 9.81]
3
2
[gsat(arcilla) 9.81]
sœ
0
Con el objetivo de calcular s¿, hemos preparado la siguiente tabla:
z B z qa
(cm) (m) (kN/m2
) [Ec. (9.46)]
4.5 6.0 395.6 24.72 t
6.0 7.5 395.6 15.82 m
7.5 9.0 395.6 10.99 b
a
q
890
1.5 1.5
395.6 kN/m2

218
Sp
(0.27)(3000)
1 1
log a
95.52 16.5
95.52
b 28.0 mm
¢sprom
¿
24.72 (4)(15.82) 10.99
6
16.5 kN/m2
Nota: Si se utiliza la tabla 8.6 y la ecuación (8.33) para estimar s¿prom, el valor de Sp será
21.3 mm.
9.13 Modiﬁcación Skempton-Bjerrum para
asentamientos de consolidación
El cálculo de asentamientos de consolidación presentado en la sección anterior se basa en las
ecuaciones (9.16), (9.18) y (9.19). Estas ecuaciones se fundamentan en pruebas de consolida-
ción de laboratorio de una dimensión. La suposición subyacente de estas ecuaciones es que el
aumento de la presión del agua intersticial (u) inmediatamente después de la aplicación de la
carga es igual al aumento del esfuerzo (s) a cualquier profundidad. Para este caso
(9.48)
Sp(oed)
¢e
1 eo
dz mv ¢sœ
(1) dz
donde
Sp(oed) asentamiento de consolidación primario calculada usando las ecuaciones (9.16),
(9.18) y (9.19)
s(1) aumento del esfuerzo vertical
mv coeficiente de volumen de compresibilidad
Sin embargo, en campo, cuando se aplica la carga sobre un área limitada sobre la super-
ficie del suelo este supuesto no será correcto. Consideremos el caso de una base circular sobre
una capa de arcilla, como se muestra en la figura 9.25. Los aumentos verticales y el esfuerzo
horizontal en un punto en la capa de arcilla inmediatamente por debajo del centro de la base
son s(1) y s(3), respectivamente. Para una arcilla saturada, el aumento de la presión del agua
intersticial con la profundidad se puede dar como (véase el capítulo 10)
(9.49)
¢u ¢s(3) A[¢s(1) ¢s(3)]
donde A parámetro de presión del agua intersticial (véase el capítulo 10). Para este caso, se
puede escribir que
(9.50)
Combinando las ecuaciones (9.48) y (9.50)
(9.51)
Kcir
Sp
Sp(oed)
H
0
mv ¢u dz
H
0
mv ¢s(1) dz
A (1 A) c
H
0
¢s(3) dz
H
0
¢s(1) dz
d
Sp mv ¢u dz (mv){¢s(3) A[¢s(1) ¢s(3)]} dz
donde Kcir coeficiente de asentamiento para bases circulares.

9.13 Modiﬁcación Skempton-Bjerrum para asentamientos de consolidación 219
El coeficiente de asentamiento para una base continua (Kstr) se puede determinar de una manera
similar a la de una base circular. La variación de Kcir y Kstr con A y H/B se da en la figura 9.26.
(Nota: B diámetro de una base circular, y B anchura de una base continua.)
A continuación se presenta el procedimiento para la determinación del asentamiento de
consolidación de acuerdo con la modificación de Skempton y Bjerrum (1957).
1. Determinar el asentamiento de consolidación primaria utilizando el procedimiento
descrito en la sección 9.12. Se trata de Sp(oed). (Note el cambio de la notación de Sp.)
2. Determinar el parámetro de presión del agua intersticial, A.
3. Determinar H/B.
4. Obtener el coeficiente de asentamiento, en este caso, a partir de la figura 9.26.
5. Calcular el asentamiento de consolidación real,
(9.52)
c
Paso 1
Sp Sp(oed) coeficiente de asentamiento
Esta técnica se denomina generalmente como la modificación Skempton-Bjerrum para el cálculo
de asentamientos de consolidación.
Leonards (1976) considera el factor de corrección Kcir para efecto de consolidación en
tres dimensiones en campo para una base circular situada sobre arcilla sobreconsolidada. Ha-
ciendo referencia a la figura 9.25,
Sp Kcir(OC) Sp(oed) (9.53)
Carga circular
flexible
Arcilla
Figura 9.25 Base circular sobre una capa de arcilla

220
donde
(9.54)
(9.55)
OCR factor de sobreconsolidación
sœ
c
sœ
o
Kcir(OC) f a OCR,
B
H
b
s¿c presión de preconsolidación
s¿o presión efectiva de sobrecarga presente
Los valores de Kcir(OC) interpolado a partir del trabajo de Leonards (1976) se dan en la tabla 9.4.
El procedimiento para usar los factores de modificación antes mencionados se demuestra en el
ejemplo 9.11.
Kcir(OC)
OCR B/H 4.0 B/H 1.0 B/H 0.2
1 1 1 1
2 0.986 0.957 0.929
3 0.972 0.914 0.842
Tabla 9.4 Variación de Kcir(OC)
con OCR y B/H
H/B 0.25
0.25 0.5 1.0
2.0
2.0
1.0
0.5
0.4
0 0
.
1
6
.
0
2
.
0 0.8
Coeficiente
de
asentamiento
0
0.6
0.4
0.2
1.0
0.8
Base
circular
Base
continua
Parámetro de presión del agua intersticial, A
Figura 9.26 Coeficiente de asentamiento para bases circular (Kcir) y continua (Kstr)

9.13 Modiﬁcación Skempton-Bjerrum para asentamientos de consolidación 221
Ejemplo 9.11
Consulte el ejemplo 9.10. Suponga que la arcilla es sobreconsolidada. Dados OCR 3,
índice de abultamiento Cs) 1
4 Cc.
(
a. Calcule el asentamiento de consolidación primaria, Sp.
b. Suponiendo el efecto tridimensional, modifique el asentamiento calculado en el inciso a.
Solución
Inciso a
A partir del ejemplo 9.10, s¿o 95.52 kN/m2. Como OCR 3, la presión de preconsolida-
ción s¿c (OCR)(s¿o) (3)(95.52) 286.56 kN/m2. Para este caso
o prom 95.52 16.5 c
Por lo tanto, la ecuación (9.18) puede ser utilizada
Sp
CsH
1 e0
log a
so
¿ ¢sprom
¿
so
¿
b
a
0.27
4
b(3000)
1 1
loga
95.52 16.5
95.52
b 7.0 mm
Inciso b
Suponiendo que el método 2:1 de aumento de esfuerzo es válido, el área de distribución del
esfuerzo en la parte superior de la capa de arcilla tendrá dimensiones de
L¿ ancho L z 1.5 4.5 6 m
B¿ ancho B z 1.5 4.5 6 m
(continuación)
Kcir(OC)
OCR B/H 4.0 B/H 1.0 B/H 0.2
4 0.964 0.871 0.771
5 0.950 0.829 0.707
6 0.943 0.800 0.643
7 0.929 0.757 0.586
8 0.914 0.729 0.529
9 0.900 0.700 0.493
10 0.886 0.671 0.457
11 0.871 0.643 0.429
12 0.864 0.629 0.414
13 0.857 0.614 0.400
14 0.850 0.607 0.386
15 0.843 0.600 0.371
16 0.843 0.600 0.357
Tabla 9.4

222
El diámetro de un área circular equivalente, Beq, se puede dar como
Beq
H
6.77
3
2.26
Beq
B
4B¿L¿
p B
(4)(6)(6)
p
6.77 m
p
4
B2
eq B¿L¿
De la tabla 9.4, para OCR 3 y Beq/H 2.26, Kcir (OC) 0.95. Por lo tanto
Sp Kcir(OC)Sp(oed) (0.95)(7.0) 6.65 mm
9.14 Resumen
En este capítulo, hemos hablado de lo siguiente:
1. La consolidación es un proceso dependiente del tiempo de asentamiento del suelo
cohesivo saturado sometido a una mayor presión. El asentamiento se lleva a cabo debido
a la expulsión gradual de agua que ocupa el espacio vacío en la arcilla.
2. La consolidación en campo se puede dividir en dos etapas de consolidación: primaria y
secundaria.
3. La arcilla normalmente consolidada es aquella en la que la presión de sobrecarga efectiva
presente es la presión máxima a la que el suelo ha sido sometido en el pasado.
4. En arcilla sobreconsolidada la presión de sobrecarga efectiva presente es menor que la
que el suelo ha experimentado en el pasado.
5. El asentamiento de consolidación primaria se puede calcular usando las ecuaciones
(9.14), (9.16), (9.18) y (9.19).
6. El asentamiento de consolidación secundaria puede ser calculado usando las ecuaciones
(9.28) y (9.29).
7. El grado promedio de consolidación (U) es una función del factor de tiempo (Tv). Así
U r Tv.
8. El coeficiente de consolidación (cv) se puede determinar en el laboratorio por el método
de logaritmo de tiempo o el método de la raíz cuadrada del tiempo.
9. El asentamiento de consolidación primaria bajo una base se puede calcular utilizando
las ecuaciones (9.16), (9.18) y (9.19). Al utilizar estas ecuaciones se puede estimar el
aumento de la presión promedio requerida con la ecuación (9.46).
10. El asentamiento de consolidación primaria calculado utilizando las ecuaciones (9.16),
(9.18), (9.19) y (9.46) puede requerir ser modificado usando la relación de asentamiento
(modificación Skempton-Bjerrum) presentada en la sección 9.13.

Problemas 223
Problemas
9.1 Los resultados de la prueba de laboratorio de consolidación sobre una muestra de arcilla
se presentan en la siguiente tabla.
Altura total de
la muestra al final
de la consolidación (mm)
Presión,
(kN/m2
5
2
0
5
0
0
1
0
0
2
0
0
4
5
6
.
7
1
0
4
.
7
1
3
0
.
7
1
6
5
.
6
1
5
1
.
6
1
8
8
.
5
1
0
0
8
)
Además, la altura inicial de la muestra 19 mm, Gs 2.68, la masa de la muestra seca
95.2 g y el área de la muestra 31.68 cm2.
a. Dibuje la gráfica e-log s¿.
b. Determine la presión de preconsolidación.
c. Determine el índice de compresión, Cc.
9.2 A continuación se muestran los resultados de una prueba de consolidación:
e Presión, (kN/m2
)
1.22 25
0
5
2
.
1
1.15 100
1.06 200
0.98 400
0.925 500
a. Grafique la curva e-log s¿.
b. Utilizando el método Casagrande, determine la presión de preconsolidación.
c. Determine el índice de compresión, Cc.
9.3 La figura 9.27 muestra un perfil de suelo. La carga uniformemente distribuida sobre la
superficie del suelo es s. Dados: s 50 kN/m2, H1 2.44 m, H2 4.57 m y H3
5.18 m. Además,
• Arena: Ȗseca 17.29 kN/m3, Ȗsat 18.08 kN/m3
• Arcilla: Ȗsat 18.87 kN/m3, LL 50, e 0.9
Determine el asentamiento de consolidación primaria si
a. La arcilla es normalmente consolidada
b. La presión de preconsolidación es de 130 kN/m2 (Cs Cc)
1
6
9.4 Consulte la figura 9.27. Dados: H1 2.5 m, H2 2.5 m, H3 3 m y ǻs 100 kN/m2.
Además,
• Arena: e 0.64 Gs 2.65
• Arcilla: e 0.9, Gs 2.75, LL 55

224
Determine el asentamiento de consolidación primaria de la capa de arcilla suponiendo
que se consolida normalmente.
9.5 Las coordenadas de dos puntos de una curva de compresión virgen son las siguientes:
• e1 0.82 • s¿1 125 kN/m2
• e2 0.70 • s¿2 200 kN/m2
Determine la relación de vacío que corresponde a una presión de 300 kN/m2.
9.6 Consulte el problema 9.4. Dado: cv 2.8 106 m2/min.
¿Cuánto tiempo se necesita para que se produzca el 60% de consolidación?
9.7 A continuación se presentan las relaciones de e y s¿ para un suelo de arcilla:
e (kN/m2
)
0
2
0
.
1
0.97 50
0.85 180
0.75 320
Para este suelo arcilloso en campo, se dan los siguientes valores: H 1.37 m, s¿o 70
kN/m2 y s¿o s¿ 200 kN/m2. Calcule el asentamiento previsto a causa de la conso-
lidación primaria.
9.8 Las coordenadas de dos puntos de una curva de compresión virgen son las siguientes:
• e1 1.7 • s¿1 150 kN/m2
• e2 1.48 • s¿2 400 kN/m2
a. Determine el coeficiente de compresibilidad del volumen para la gama de presión
indicada.
b. Dado que el cv 0.002 cm2/s, determine k en cm/s correspondiente a la relación de
vacíos promedio.
Figura 9.27
H1
H2
H3
Δs
Nivel freático
Relación de vacíos = e
Arcilla
Arena

Problemas 225
9.9 El tiempo para el 50% de consolidación de una capa de arcilla de espesor 25 mm (drenaje
en la parte superior e inferior) en el laboratorio es de 2 min, 20 s. ¿Cuánto tiempo (en
días) se necesita para que una capa de 2.44 m de espesor de la misma arcilla en campo
(con el mismo incremento de presión) alcance el 30% de consolidación? En campo, hay
una capa de roca en la parte inferior de la arcilla.
9.10 Para una arcilla normalmente consolidada, se dan los siguientes datos:
• s¿o 200 kN/m2 • e eo 1.21
• s¿o + s¿ 400 kN/m2 • e 0.96
La conductividad hidráulica k de la arcilla para el intervalo de carga anterior es 54.9
104 cm/día.
a. ¿Cuánto tiempo (en días) se necesita para que una capa de arcilla de 2.74 m de espesor
en campo (drenaje en ambos lados) alcance el 60% de consolidación?
b. ¿Cuál es el asentamiento en ese momento (es decir, en el 60% de consolidación)?
9.11 Para una prueba de laboratorio de consolidación en una muestra de arcilla (drenado en
ambos lados), se obtiene lo siguiente:
• Espesor de la capa de arcilla 25 mm
• s¿
1 200 kN/m2 • e1 0.73
• s¿2 400 kN/m2 • e2 0.61
• Tiempo para el 50% de consolidación (t50) 2.8 min
Determine la conductividad hidráulica de la arcilla para el intervalo de carga.
9.12 El tiempo para el 50% de consolidación de una capa de arcilla de 25 mm de espesor
(drenaje en la parte superior e inferior) en el laboratorio es de 225 s. ¿Cuánto tiempo (en
días) se necesita para que una capa de 2 m de espesor de la misma arcilla en campo (con
el mismo incremento de presión) alcance el 50% de consolidación? En campo, hay una
capa de roca en la parte inferior de la arcilla.
9.13 Una capa de arcilla saturada de 3 m de espesor bajo sobrecarga se sometió a 90% de
consolidación primaria en 100 días. La muestra de prueba de laboratorio tendrá drenaje
de dos vías.
a. Encuentre el coeficiente de consolidación de la arcilla para el rango de presión.
b. Para una capa de arcilla sin alteraciones de 25 mm de espesor, ¿cuánto tiempo tarda en
someterse a 80% de consolidación en el laboratorio para un rango de presión similar?
9.14 Una capa de arcilla normalmente consolidada tiene 3 m de espesor (drenaje de un solo
sentido). A partir de la aplicación de una presión dada, el asentamiento de consolidación
primaria anticipado total será de 80 mm.
a. ¿Cuál es el grado promedio de consolidación de la capa de arcilla cuando el asenta-
miento es de 25 mm?
b. Si el valor promedio de cv para el rango de presión es de 0.002 cm2/s, ¿cuánto tiempo
se necesita para que se produzca el asentamiento del 50%?
c. ¿Cuánto tiempo se necesita para que se produzca la consolidación del 50% si la capa
de arcilla es drenada en la parte superior e inferior?
9.15 Refiérase a la figura 9.28. Teniendo en cuenta que B 1 m, L 3 m y Q 110 kN,
calcule el asentamiento de consolidación primaria de la base.

226
Referencias
Casagrande, A. (1936). “Determination of the Preconsolidation Load and Its Practical Significance,”
Proceedings, 1st International Conference on Soil Mechanics and Foundation Engineering, Cam-
bridge, MA, Vol. 3, 60–64.
Casagrande, A., and Fadum, R. E. (1940). “Notes on Soil Testing for Engineering Purposes,” Harvard
University Graduate School Engineering Publication No. 8.
Kulhawy, F. H., and Mayne, P. W. (1990). Manual on Estimating Soil Properties for Foundation Design,
Electric Power Research Institute, Palo Alto, California.
Leonards, G. A. (1976). “Estimating Consolidation Settlement of Shallow Foundations on Overconsoli-
dated Clay,” Special Report No. 163, Transportation Research Board, Washington, D.C., pp. 13–16.
Mesri, G. (1973). “Coefficient of Secondary Compression,” Journal of the Soil Mechanics and Founda-
tions Division, ASCE, Vol. 99, No. SM1, 122–137.
Mesri, G. and Godlewski, P. M. (1977). “Time and Stress – Compressibility Interrelationship”, Journal
of the Geotechnical Engineering Division, ASCE, Vol. 103, No. GT5, 417–430.
Park, J. H., and Koumoto, T. (2004). “New Compression Index Equation,” Journal of Geotechnical and
Geoenvironmental Engineering, ASCE, Vol. 130, No. 2, 223–226.
Rendon-Herrero, O. (1983). “Universal Compression Index Equation,” Discussion, Journal of Geote-
chnical Engineering, ASCE, Vol. 109, No. 10, 1349.
Rendon-Herrero, O. (1980). “Universal Compression Index Equation,” Journal of the Geotechnical
Engineering Division, ASCE, Vol. 106, No. GT11, 1179–1200.
Schmertmann, J. H. (1953). “Undisturbed Consolidation Behavior of Clay,” Transactions, ASCE, Vol.
120, 1201.
Figura 9.28
2.5 m
1.5 m
1.5 m
Carga = Q
B × L
Nivel freático
g = 15 kN/m3
gsat = 18 kN/m3
w = 35%
Gs = 2.7. LL = 38
Arcilla (normalmente consolidada)
Arena

Referencias 227
Skempton, A. W. (1944). “Notes on the Compressibility of Clays,” Quarterly Journal of the Geological
Society of London, Vol. 100, 119–135.
Skempton, A. W., and Bjerrum, L. (1957). “A Contribution to Settlement Analysis of Foundations in
Clay,” Geotechnique, London, Vol. 7, 178.
Taylor, D. W. (1942). “Research on Consolidation of Clays,” Serial No. 82, Department of Civil and
Sanitary Engineering, Massachusetts Institute of Technology, Cambridge, MA.
Terzaghi, K. (1925). Erdbaumechanik auf Bodenphysikalischer Grundlage, Deuticke, Vienna.
Terzaghi, K., and Peck, R. B. (1967). Soil Mechanics in Engineering Practice, 2nd ed., Wiley, NewYork.
Wroth, C. P. and Wood, D. M. (1978) “The Correlation of Index Properties with Some Basic Enginee-
ring Properties of Soils”, Canadian Geotechnical Journal, Vol. 15, No. 2, 137–145.

Capítulo 10: Resistencia cortante del suelo
228
10.1 Introducción
La resistencia cortante de un suelo es la resistencia interna por unidad de área que la masa de
suelo puede ofrecer a la falla y el deslizamiento a lo largo de cualquier plano en su interior.
Los ingenieros deben entender los principios de la resistencia al cizallamiento del suelo para
analizar los problemas, como
• Capacidad de carga de cimentaciones superficiales
• Estabilidad de taludes naturales o de origen humano
• Estimación de la presión lateral de tierra para el diseño de estructuras de retención de tierras
• Capacidad de carga de pilotes y pozos perforados
La resistencia al cizallamiento es, en general, una función de
• La cohesión entre las partículas del suelo
• La resistencia a la fricción entre las partículas sólidas
• El contenido de humedad y la presión del agua intersticial en la masa del suelo
Este capítulo está diseñado para presentar los conceptos fundamentales de la resistencia
cortante y varios tipos de pruebas realizadas en el laboratorio para determinar los parámetros
de resistencia.
10.2 Criterio de falla de Mohr-Coulomb
Mohr (1900) presentó una teoría para la ruptura en los materiales. Esta teoría sostiene que un
material falla debido a una combinación crítica de esfuerzo normal y esfuerzo cortante, y no de
cualquier esfuerzo máximo normal o cortante solo. Por lo tanto, la relación funcional entre el
esfuerzo normal y el esfuerzo cortante en un plano de falla se puede expresar en la forma
f f( )
1
.
0
1
(
)
C A P Í T U L O 10
Resistencia cortante
del suelo
228

10.2 Criterio de falla de Mohr-Coulomb 229
donde
tƒ esfuerzo cortante en el plano de falla
s esfuerzo normal en el plano de falla
La envolvente de falla definida por la ecuación (10.1) es una curva. Para la mayoría de
los problemas de mecánica de suelos, es suficiente para aproximarse al esfuerzo cortante sobre
el plano de falla como una función lineal del esfuerzo normal (Coulomb, 1776). Esta relación
puede escribirse como
(10.2)
tf c s tan f
donde
c cohesión
f ángulo de fricción interna
La ecuación anterior se denomina criterio de falla de Mohr-Coulomb.
En suelo saturado, el esfuerzo normal total en un punto es la suma del esfuerzo efectivo
y la presión del agua intersticial, o
u
El esfuerzo efectivo, s¿, lo realizan los sólidos del suelo. Por lo tanto, para aplicar la ecuación
(10.2) a la mecánica de suelos, es necesario reescribirla como
(10.3)
tf c¿ (s u) tan f¿ c¿ s¿ tan f¿
donde
c¿ esfuerzo de cohesión efectivo
f¿ ángulo de fricción efectivo
La importancia de la envolvente de falla se puede explicar de la siguiente manera: si el es-
fuerzo normal y el esfuerzo cortante sobre un plano en una masa de suelo (figura 10.1a) son tales
que se grafican como el punto A en la figura 10.1b, entonces la falla de cizalla o corte se produce a
lo largo de ese plano. Si el esfuerzo normal y el esfuerzo cortante sobre el plano se grafican como
el punto B (que cae sobre la envolvente de falla), entonces la falla de corte se producirá a lo
largo de ese plano. Un estado de esfuerzo sobre un plano representado por el punto C no puede
existir porque su gráfica está por encima de la envolvente de falla, y la falla de corte en un terreno
se habría producido ya.
El valor de c¿ para arena y limo inorgánico es 0. Para arcillas normalmente consolidadas,
c¿ se puede aproximar a 0. Las arcillas sobreconsolidadas tienen valores de c¿ mayores que 0.
El ángulo de fricción, f¿, se refiere a veces como el ángulo de fricción de drenado. En la tabla
10.1 se dan los valores típicos de f¿ para algunos suelos granulares.
Para arcillas normalmente consolidadas, el ángulo de fricción f¿ varía generalmente entre
20º y 30º. Para arcillas sobreconsolidadas, la magnitud de f¿ disminuye. Para arcillas naturales
sobreconsolidadas no cementadas, con una presión de preconsolidación aproximadamente me-
nor a 1000 kN/m2, la magnitud de c¿ está en el intervalo de 5 a 15 kN/m2.

230
Figura 10.1 Envolvente de falla de Mohr y criterio de rotura de Mohr-Coulomb
(a)
s y
τ
s x
τ
Plano
de falla
(b)
Esfuerzo normal, s
C
A
B
Envolvente
de falla de
Mohr
Criterio de
falla de
Mohr-Coulomb
c
s
tf
Esfuerzo
cortante,
τ
f
Tabla 10.1 Relación entre la densidad relativa y el ángulo de fricción en suelos sin cohesión
Ángulo de
fricción F' (grados)
Muy suelto 20 30
5
3
–
0
3
0
4
–
0
2
Suelto
0
4
–
5
3
0
6
–
0
4
Compacto
5
4
–
0
4
0
8
–
0
6
Denso
Muy denso 80 45
Estado de
empaquetamiento
Densidad
relativa (%)

10.3 Inclinación del plano de falla causado por cortante 231
10.3 Inclinación del plano de falla causado por cortante
Como lo establecen los criterios de falla de Mohr-Coulomb, la falla por cortante se producirá
cuando el esfuerzo cortante en un plano alcance el valor dado por la ecuación (10.3). Para de-
terminar la inclinación del plano de falla respecto al plano principal mayor, consulte la figura
10.2a, donde s¿
1 y s¿
3 son, respectivamente, los esfuerzos eficaces principales mayor y menor.
El plano de falla EF forma un ángulo u con el plano principal mayor. Para determinar el ángulo u y la
relación entre s¿1 y s¿
3 refiérase a la figura 10.2b, que es una representación del círculo de Mohr
para el estado de esfuerzo mostrado en la figura 10.2a. En la figura 10.2b, fgh es la envolvente
de falla definida por la relación tƒ c¿ s¿ tan f¿. La línea radial ab define el plano principal
mayor (CD en la figura 10.2a), y la línea radial define el plano de falla (EF en la figura 10.2a).
Se puede demostrar que bad 2u 90 f¿, o
(10.4)
u 45
f¿
2
Figura 10.2 Inclinación del plano de falla en el suelo con respecto al plano principal mayor
s′
3
s′
1
s′
1 s ′
3
F
(a)
D C
A B
E
θ
Esfuerzo normal,s
f
s3
O
Esfuerzo
cortante,
τ
c
a
b
e
h
g
d
f
2u
τf = c s tan f
c
1
(b)
+

232
De nuevo, de la figura 10.2, tenemos
(10.5)
(10.6)
Además,
(10.7)
ad
sœ
1 sœ
3
2
fa fO Oa c¿ cot f¿
sœ
1 sœ
3
2
ad
fa
senf¿
Sustituyendo las ecuaciones (10.6) y (10.7) en la ecuación (10.5), tenemos
o
(10.8)
Sin embargo,
y
Por lo tanto,
(10.9)
sœ
1 sœ
3 tan2
a45
f¿
2
b 2c¿ tan a45
f¿
2
b
cos f¿
1 senf¿
tan a45
f¿
2
b
1 senf¿
1 senf¿
tan2
a45
f¿
2
b
sœ
1 sœ
3 a
1 senf¿
1 senf¿
b 2c¿ a
cos f¿
1 senf¿
b
senf¿
sœ
1 sœ
3
2
c¿ cot f¿
sœ
1 sœ
3
2
La relación anterior es el criterio de falla de Mohr reenunciado en términos de los esfuerzos de
falla.
DETERMINACIÓN EN LABORATORIO DE LOS
PARÁMETROS DE RESISTENCIA CORTANTE
Los parámetros de resistencia cortante de un suelo se determinan en el laboratorio principal-
mente con dos tipos de pruebas: la prueba de corte directo y la prueba triaxial. Los procedi-
mientos para la realización de cada una de estas pruebas se explican en detalle en las siguientes
secciones.

10.4 Prueba de corte directo
Ésta es la forma más antigua y simple de arreglo de prueba de corte. En la figura 10.3 se muestra
un diagrama del aparato de prueba de corte directo. El equipo de prueba consiste en una caja
de corte de metal en la que se coloca la muestra de suelo. Las muestras de suelo pueden ser
cuadradas o circulares. El tamaño de las muestras utilizadas generalmente es alrededor de 20
a 25 cm2 de sección transversal y de 25 a 30 mm de altura. La caja se divide horizontalmente
en dos mitades. La fuerza normal sobre la muestra se aplica desde la parte superior de la caja
de corte. El esfuerzo normal sobre las muestras puede ser tan grande como 1000 kN/m2. La
fuerza cortante se aplica moviendo una mitad de la caja con respecto a la otra para provocar
una falla en la muestra de suelo.
Dependiendo del equipo, la prueba de corte puede ser de esfuerzo controlado o defor-
mación controlada. En las pruebas de esfuerzo controlado, la fuerza de corte es aplicada en
incrementos iguales hasta que la muestra falla y ésta ocurre a lo largo del plano de división de
la caja de corte. Después de la aplicación de cada carga incremental, el desplazamiento cortante
de la mitad superior de la caja se mide con un indicador horizontal. El cambio en la altura de la
muestra (y por lo tanto el cambio de volumen) durante la prueba se puede obtener a partir de las
lecturas de un indicador que mide el movimiento vertical de la placa superior de carga.
En las pruebas de deformación controlada, por medio de un motor que actúa a través de en-
granajes se aplica una velocidad constante de desplazamiento de cizalladura a una mitad de la
caja. La constante de velocidad de desplazamiento de corte se mide mediante un indicador de
cuadrante horizontal. La fuerza de resistencia cortante del suelo correspondiente a cualquier
desplazamiento de cizalladura se puede medir por un anillo de prueba horizontal o celda de
carga. El cambio de volumen de la muestra durante la prueba se obtiene de una manera similar
a las pruebas de esfuerzo controlado. La figura 10.4 es una fotografía del equipo de prueba de
corte directo de deformación controlada.
La ventaja de las pruebas de deformación controlada es que, en el caso de la arena densa,
la resistencia máxima al corte (es decir, a la falla), así como la resistencia mínima al corte (esto
es, en un punto después de la falla, denominado resistencia última) se pueden observar y grafi-
Figura 10.3 Diagrama de un arreglo de prueba de corte directo
Fuerza de corte
Fuerza normal
τ
τ
Roca porosa
Placa de carga
Roca porosa
Caja de corte

234
car. En las pruebas de esfuerzo controlado sólo la resistencia máxima al corte puede ser obser-
vada y graficada. Tenga en cuenta que la resistencia máxima al esfuerzo cortante en las pruebas
de esfuerzo controlado sólo puede ser aproximada. Esto es debido a que la falla se produce a
un nivel de esfuerzo en algún lugar entre el incremento de carga de prefalla y el incremento
de la carga de falla. Sin embargo, las pruebas de esfuerzo controlado probablemente simulan
situaciones reales de campo mejor que las pruebas de deformación controlada.
Figura 10.4 Equipo de prueba de corte directo (Cortesía de ELE International)

Para una prueba determinada en suelo seco, el esfuerzo normal se puede calcular como
(10.10)
s s¿ esfuerzo normal
fuerza normal
área de la sección transversal de la muestra
La resistencia al esfuerzo cortante para cualquier desplazamiento de cizalladura se puede
calcular como
(10.11)
t esfuerzo cortante
resistencia al esfuerzo de corte
área de la sección transversal de la muestra
La figura 10.5 muestra una gráfica típica del esfuerzo de corte y el cambio en la altura de
la muestra contra el desplazamiento cortante de arenas sueltas y densas. Estas observaciones se
obtuvieron a partir de una prueba de deformación controlada. Las siguientes generalizaciones
se pueden hacer a partir de la figura 10.5 en relación con la variación de la resistencia al esfuer-
zo cortante con desplazamiento cortante:
1. En arena suelta la resistencia al esfuerzo cortante aumenta con el desplazamiento cortante
hasta que se alcanza un esfuerzo cortante de falla tƒ. Después de eso, la resistencia al
esfuerzo cortante permanece aproximadamente constante con cualquier incremento
adicional en el desplazamiento de cizalladura.
Figura 10.5 Gráfica del esfuerzo cortante y el cambio en la altura de la muestra frente al desplazamiento
cortante para arena seca suelta y densa (prueba de corte directo)
Desplazamiento de corte
Cambio
en
la
altura
de
la
muestra
Compresión
Expansión
Esfuerzo
cortante,
τ
Desplazamiento de corte
Arena densa
Arena suelta
s = s = constante
τf
τf
Arena
densa
Arena
suelta
Resistencia
máxima al corte
Resistencia
cortante
última
τúlt

236
2. En la arena densa la resistencia al esfuerzo cortante aumenta con el desplazamiento
cortante hasta que alcanza un esfuerzo de falla tƒ. Este tƒ es llamado resistencia máxima
al corte. Después que se alcanza el esfuerzo de falla, la resistencia al esfuerzo cortante
disminuye gradualmente a medida que aumenta el desplazamiento de cizalladura hasta
que finalmente se alcanza un valor constante llamado resistencia cortante última (túlt).
Pruebas de corte directo fueron repetidas en muestras similares con diversos esfuerzos normales.
Los esfuerzos normales y los valores correspondientes de tƒ obtenidos a partir de una serie de
pruebas se trazan en una gráfica, a partir de la cual se determinan los parámetros de resistencia
cortante. La figura 10.6 muestra una gráfica para las pruebas sobre arena seca. La ecuación de
la recta promedio obtenida a partir de los resultados experimentales es
(10.12)
tf s¿ tan f¿
(Nota: c¿ 0 para la arena y s s¿ para condiciones secas.) Así que el ángulo de fricción
(10.13)
f¿ tan 1
a
tf
s¿
b
Si se conoce la variación de la resistencia final al corte (túlt) con esfuerzo normal, se pue-
de representar como se muestra en la figura 10.6. La gráfica promedio se puede expresar como
últ tan últ (10.14)
Figura 10.6 Determinación de los parámetros de resistencia cortante para arena seca utilizando los re-
sultados de pruebas de corte directo
Esfuerzo normal s s (kN/m2
)
210
Esfuerzo
cortante,
τ
f
(kN/m
2
)
280
210
140
70
0
140
70
0
f 42° fúlt 29°

o
(10.15)
fúlt
¿ tan 1
a
túlt
s¿
b
Prueba drenada de corte directo sobre arena y arcilla saturadas
La caja de corte que contiene la muestra de suelo se mantiene generalmente dentro de un reci-
piente que puede ser llenado con agua para saturar la muestra. Se realiza una prueba drenada
en una muestra de suelo saturado, manteniendo la velocidad de carga lo suficientemente lenta
como para que el exceso de presión del agua intersticial generada en el suelo se disipe comple-
tamente por el drenaje. El agua intersticial de la muestra se drena a través de dos rocas porosas
(véase la figura 10.3).
Dado que la conductividad hidráulica de la arena es alta, el exceso de presión del agua in-
tersticial generado a causa de la carga (normal y de cizallamiento) se disipa rápidamente. Por lo
tanto, para una velocidad de carga ordinaria, existen esencialmente las condiciones de drenaje
completo. El ángulo de fricción f¿ obtenido a partir de una prueba de corte directo con drenaje en
arena saturada será el mismo que el de una muestra similar de arena seca.
La conductividad hidráulica de la arcilla es muy pequeña en comparación con la de la
arena. Cuando se aplica una carga normal a una muestra de suelo de arcilla debe transcurrir
un lapso de tiempo suficiente para la consolidación completa, es decir, para la disipación del
exceso de presión del agua intersticial. Por esa razón, la carga cortante tiene que ser aplicada a
un ritmo muy lento. La prueba puede durar de 2 a 5 días.
Comentarios generales sobre las pruebas de corte directo
La prueba de corte directo es más fácil de realizar, pero tiene algunas limitaciones inherentes. La
fiabilidad de los resultados puede ser cuestionada. Esto es debido al hecho de que en esta prueba
no se permite que el suelo falle a lo largo del plano más débil pero se ve obligado a fallar a lo
largo del plano de división de la caja de corte. Además, la distribución del esfuerzo cortante
sobre el plano de falla de la muestra no es uniforme. A pesar de estas deficiencias, la prueba de
corte directo es la más simple y más económica para un suelo arenoso seco o saturado.
En muchos problemas de diseño de cimentación será necesaria para determinar el ángulo
de fricción entre el suelo y el material en el que se construye la base (figura 10.7).
Material de
cimentación
Suelo
Interfaz
t
t
Figura 10.7 Interfaz de un material de cimentación y el suelo

238
El material de cimentación puede ser concreto, acero o madera. La resistencia cortante a lo
largo de la superficie de contacto del suelo y la cimentación puede darse como
(10.16)
tf cœ
a s¿ tan d¿
donde
c¿a adhesión
d¿ ángulo efectivo de fricción entre el suelo y el material de cimentación
Tenga en cuenta que la ecuación anterior es similar en forma a la ecuación (10.3). Los
parámetros de la resistencia cortante entre un suelo y un material de cimentación pueden de-
terminarse convenientemente por una prueba de corte directo. Ésta es una gran ventaja de esta
prueba. El material de cimentación se puede colocar en la parte inferior de la caja de la prueba
de corte directo y luego el suelo puede ser colocado encima de él (es decir, en la parte superior de
la caja) y la prueba puede llevarse a cabo de la manera habitual.
También es importante darse cuenta que las relaciones para f¿ y d¿ variarán dependiendo
de la magnitud del esfuerzo normal efectivo, s¿. La razón de esto puede ser explicada si se hace
referencia a la figura 10.8. En la sección 10.2 se mencionó que la envolvente de falla de Mohr
es realmente curva y la ecuación (10.3) es sólo una aproximación. Si se lleva a cabo una prueba
de corte directo con s¿ s¿(1), la resistencia cortante será tƒ(1). Así
d¿ dœ
1 tan 1
c
tf(1)
sœ
(1)
d
Esto se muestra en la figura 10.8. De manera similar, si la prueba se lleva a cabo con s¿ s¿(2),
entonces
d¿ dœ
2 tan 1
c
tf(2)
sœ
(2)
d
Como se puede ver en la figura 10.8, d¿2 d¿1, entonces d¿(2) d¿(1). Teniendo esto en mente, es
preciso comprender que los valores de f¿ dados en la tabla 10.1 son sólo los valores promedio.
Figura 10.8 Naturaleza curvilínea de la envolvente de falla de Mohr en arena
Esfuerzo
cortante
Envolvente de
falla de Mohr
en arena
Esfuerzo normal

10.5 Prueba triaxial de corte 239
Ejemplo 10.1
Se llevaron a cabo pruebas de corte directo en un suelo seco y arenoso. El tamaño de la
muestra era 50 mm 50 mm 20 mm. Los resultados de la prueba aparecen en la tabla.
†
f
2
) (N) (kN/m2
)
1 90 36 54 21.6
2 135 54 82.35 32.9
3 315 126 189.5 75.8
4 450 180 270.5 108.2
Prueba núm.
Fuerza
normal
(N)
Fuerza cortante
en la falla
Esfuerzo cortante
en la falla, ␶
(kN/m
Esfuerzo
normal*
†
tf
fuerza cortante
área de la muestra
fuerza cortante 10 3
kN
50 50 10 6
m2
*s
fuerza normal
área de la muestra
fuerza normal 10 3
kN
50 50 10 6
m2
Determine los parámetros de resistencia al esfuerzo cortante.
Solución
Los esfuerzos cortantes, tƒ, obtenidos a partir de las pruebas se trazan en función de los
esfuerzos normales en la figura 10.9, a partir de la cual encontramos que c¿ 5 0, F¿ 5 31º.
40
40
80
120
160
80 120 160 200
0
Esfuerzo normal, s = s′ (kN/m2
)
Esfuerzo
cortante,
t
ƒ
(kN/m
2
)
31°
Figura 10.9
10.5 Prueba triaxial de corte
La prueba triaxial de corte es uno de los métodos más confiables disponibles para la determina-
ción de los parámetros de resistencia cortante. Es ampliamente utilizada para la investigación y
las pruebas convencionales. La prueba se considera confiable por las siguientes razones:
1. Proporciona información sobre el comportamiento esfuerzo-deformación del suelo que la
prueba de corte directo no.

240
2. Proporciona condiciones de esfuerzo más uniformes que la prueba de corte directo al hacer
su concentración de esfuerzos a lo largo del plano de falla.
3. Proporciona más flexibilidad en términos de la trayectoria de carga.
En la figura 10.10a se muestra un diagrama de la disposición de la prueba triaxial. La figura
10.10b muestra la fotografía de una prueba triaxial en proceso.
En la prueba triaxial de corte generalmente se utiliza una muestra de suelo de 38 mm
de diámetro y 76 mm de largo. La muestra está encerrada por una fina membrana de hule y se
coloca dentro de una cámara cilíndrica de plástico que por lo general se llena con agua o gli-
cerina. La muestra es sometida a una presión de confinamiento por la compresión del fluido en
la cámara. (Observe que el aire se utiliza a veces como un medio de compresión.) Para causar la
falla cortante en la muestra se aplica esfuerzo axial a través de un pistón de carga vertical (a veces
llamado esfuerzo desviador). El esfuerzo es sumado en una de dos maneras:
1. Aplicación de pesos muertos o presión hidráulica en incrementos iguales hasta que la
muestra falla. (La deformación axial de la muestra resultante de la carga aplicada a través
del pistón se mide mediante un indicador de cuadrante.)
2. Aplicación de la deformación axial a una velocidad constante por un reductor o prensa
hidráulica de carga. Ésta es una prueba de deformación controlada. La carga axial
aplicada por el pistón de carga correspondiente a una deformación axial dada se mide por
un anillo de prueba o célula de carga unida al pistón.
Figura 10.10 (a) Diagrama de un equipo de prueba triaxial
Capuchón
Disco poroso
A la celda de control
de presión
Indicador
de presión
Agua
Anillo
de hule
Válvula de descarga
de aire
Carga axial
Ariete de carga
Anillo
de hule
Conexiones para drenaje
o medición de la presión
de poro
(a)
Disco poroso
Muestra encerrada
en una membrana
de hule
Tubo flexible
Anillo de sello

También se proporcionan conexiones para medir el drenaje dentro o fuera de la muestra,
o para medir la presión del agua intersticial (para las condiciones de la prueba). En general, se
realizan tres tipos estándar de pruebas triaxiales:
1. Prueba consolidada-drenada o prueba drenada (prueba CD)
2. Prueba consolidada-no drenada (prueba CU)
3. Prueba no consolidada-no drenada o prueba no drenada (prueba UU)
Los procedimientos generales y las implicaciones para cada una de las pruebas en suelos satu-
rados se describen en las siguientes secciones.
10.6 Prueba consolidada-drenada
En la prueba consolidada-drenada, la muestra se somete primero a una presión de confinamien-
to envolvente, s3, por la compresión del fluido de la cámara (figura 10.11). A medida que se
aplica presión de confinamiento, la presión de agua intersticial de la muestra aumenta por uc.
Figura 10.10 (continuación) (b) prueba triaxial en proceso (Cortesía de S. Vanapalli, Universidad de
Ottawa, Canadá)

242
Este aumento en la presión del agua intersticial puede expresarse en forma de un parámetro
adimensional:
(10.17)
B
uc
s3
donde B parámetro de Skempton para la presión de poro (Skempton, 1954).
Para suelos blandos saturados B es aproximadamente igual a 1; sin embargo, para los
suelos rígidos saturados la magnitud de B puede ser inferior a 1. Black y Lee (1973) dieron
los valores teóricos de B para distintos tipos de suelo a saturación completa. Estos valores se
muestran en la tabla 10.2.
Cuando la conexión al drenaje se mantiene abierta el exceso de presión de agua inters-
ticial se disipa y, por lo tanto, se va a producir la consolidación. Con el tiempo, uc será igual
a 0. En el suelo saturado el cambio en el volumen de la muestra (Vc) que tiene lugar durante
la consolidación se puede obtener a partir del volumen drenado de agua intersticial (figura
10.12a). Entonces el esfuerzo desviador, sd, en la muestra se incrementa a un ritmo muy lento
(figura 10.12b). La conexión de drenaje se mantiene abierta y la lenta aplicación del esfuerzo
desviador permite la disipación completa de cualquier presión de agua intersticial que haya
desarrollado (ud 0).
En la figura 10.12b se muestra una gráfica típica de la variación del esfuerzo desviador
contra arena suelta y arcilla normalmente consolidada. La figura 10.12c muestra una gráfica
similar para la arena y la arcilla densa sobreconsolidada. El cambio de volumen de las muestras,
Vd, que se produce debido a la aplicación de esfuerzo desviador en distintos tipos de suelo
también se muestra en las figuras 10.12d y 10.12e.
Dado que la presión de agua intersticial durante la prueba está completamente disipada,
tenemos
esfuerzo de confinamiento total y efectivo s3 s¿3
Figura 10.11 Prueba triaxial consolidada-drenada: (a) muestra bajo presión de confinamiento en la cá-
mara, (b) aplicación del esfuerzo desviador
s3 s3
s3
s3
s3 s3
s3
s3
Δsd
Δsd
(b)
(a)
uc = 0 Δud = 0

Figura 10.12 Prueba triaxial consolidada-drenada: (a) cambios de volumen de la muestra causados por la cámara de pre-
sión de confinamiento, (b) gráfica del esfuerzo desviador contra deformación en la dirección vertical para arena suelta y
arcilla normalmente consolidada, (c) gráfica de esfuerzo desviador contra deformación en la dirección vertical de la arena
y la arcilla densa sobreconsolidada, (d) cambios de volumen en la arena suelta y arcilla normalmente consolidada durante
la aplicación del esfuerzo desviador, (e) cambio de volumen en arena densa y arcilla sobreconsolidada durante la aplicación
del esfuerzo desviador.
ΔV
c
Δ
s
d
(a)
(c) Esfuerzo axial
(Δsd)f
Δ
s
d
(b)
(Δsd)f
ΔV
d
(d)
ΔV
d
(e)
Compresión
Expansión
Compresión
Expansión
Compresión
Expansión
Tiempo
Esfuerzo axial
Esfuerzo axial
Esfuerzo axial
Arenas blandas ligeramente sobreconsolidadas y limos
Tabla 10.2 Valores teóricos de B a saturación completa
Tipo de suelo Valores teóricos
Arena blanda normalmente consolidada 0.9998
0.9988
Arcillas duras sobreconsolidadas y arenas 0.9877
Arenas muy densas y arcillas muy duras a altas
presiones de confinamiento 0.9130

244
y
esfuerzo efectivo total y axial en la falla s3 (sd)ƒ s1 s¿1
En una prueba triaxial, s¿1 es el esfuerzo efectivo principal mayor en la falla y s¿3 es el esfuerzo
efectivo principal menor en la falla.
La figura 10.13 muestra la falla de una muestra de suelo durante una prueba triaxial
consolidada-drenada.
Pueden llevarse a cabo varias pruebas sobre muestras similares mediante la variación de la
presión de confinamiento. Con los esfuerzos principales mayores y menores de falla para cada prue-
ba, se pueden extraer los círculos de Mohr y se pueden conseguir las envolventes de falla. La
figura 10.14 muestra el tipo de esfuerzo efectivo de la envolvente de falla que se puede obtener
para pruebas en arena y arcilla normalmente consolidada. Las coordenadas del punto de tangencia
de la envolvente de falla con un círculo de Mohr (es decir, el punto A) dan los esfuerzos (normal y
cortante) en el plano de falla de esa muestra de prueba.
La sobreconsolidación resulta cuando una arcilla se consolida inicialmente en la cámara
bajo una presión envolvente de sc ( s¿c) y se le permite abultarse a medida que la presión de
la cámara se reduce a s3 ( s¿3). La envolvente de falla obtenida a partir de pruebas triaxiales
drenadas sobre esas muestras de arcilla sobreconsolidada muestra dos ramas distintas (ab y bc
Figura 10.13 Falla de una muestra durante una prueba triaxial consolidada-drenada (Cortesía de S.
Vanapalli, Universidad de Ottawa, Canadá)

en la figura 10.15). La parte ab tiene una pendiente más plana con una ordenada en la cohesión,
y la ecuación de resistencia cortante de esta rama se puede escribir como
f c tan 1 (10.18)
La parte bc de la envolvente de falla representa una etapa normalmente consolidada del suelo y
resulta de la ecuación f tan .
Figura 10.14 Esfuerzo efectivo de la envolvente de falla a partir de pruebas de drenaje en arena y arcilla
normalmente consolidada
Figura 10.15 Esfuerzo efectivo de la envolvente de falla para arcilla sobreconsolidada
(Δsd)f
(Δsd)f
Esfuerzo normal
Esfuerzo
cortante
2θ 2θ
f
A
B
Esfuerzo efectivo
total de la envolvente
de falla
f = s tan f
s
t
3 =
s3 = s
s1 =
s1 = s
u
u = 45 +
2
f
3
s3
s3 =s3
1
s1 = s1
s1
Esfuerzo normal
c
Esfuerzo
cortante
s = s
a
b
c
f
f1
Sobreconsolidada
Normalmente
consolidada
1 1
s = s
3 3

246
En un suelo arcilloso, una prueba triaxial consolidada-drenada puede tardar varios días
en completarse. Se necesita tiempo para aplicar esfuerzo desviador a un ritmo muy lento para
asegurar el drenado completo de la muestra de suelo. Por esa razón el tipo de prueba triaxial
CD no se utiliza comúnmente.
Ángulo de fricción de esfuerzo efectivo para suelos cohesivos
La figura 10.16 muestra la variación de ángulo de fricción de esfuerzo efectivo, f¿, para varias
arcillas normalmente consolidadas (Bejerrum y Simons, 1960; Kenney, 1959). En la figura se
puede observar que, en general, el ángulo de fricción f¿ disminuye con el aumento de índice de
plasticidad. El valor de f¿ generalmente disminuye a entre 37° y 38º con un índice de plasticidad
de 10° a 25º aproximadamente o menos para un índice de plasticidad de alrededor de 100.
Figura 10.16 Variación de sen f¿ con el índice de plasticidad (PI) para algunas arcillas normalmente
consolidadas
Ejemplo 10.2
Para una arcilla normalmente consolidada, éstos son los resultados de una prueba triaxial
drenada:
cámara de presión de confinamiento 104 kN/m2
esfuerzo desviador en la falla 125 kN/m2
a. Encuentre el ángulo de fricción, f¿.
b. Determine el ángulo u que el plano de falla forma con el plano principal mayor.
Solución
Para el suelo normalmente consolidado, la ecuación de la envolvente de la falla es
f tan (ya que c 0)
Para la prueba triaxial, los esfuerzos principales efectivos principales mayor y menor en la
falla son
1 1 3 ( d)f 104 125 229 kN/m2
Índice de plasticidad (%)
5
0
0.4
0.8
0.2
0.6
1.0
10 20 30 50 80 100 150
Bjerrun y Simmons
(1960)
Kenney (1959)
sen
f

y
3 3 104 kN/m2
Inciso a
El círculo de Mohr y la envolvente de falla se muestran en la figura 10.17, a partir de la cual
tenemos
o
Inciso b
u 45
f¿
2
45°
22
2
56
f¿ 22
sen f¿
s1
¿ s3
¿
s1
¿ s3
¿
229 104
229 104
0.375
senf¿
AB
OA
a
s1
¿ s3
¿
2
b
a
s1
¿ s3¿
2
b
Esfuerzo
cortante
s3
3 104 kN/m 2 s3
1 229 kN/m 2
O A
Esfuerzo
normal efectivo
Envolvente de falla
del esfuerzo efectivo
B
s3
3 s3
3
s3
1
s3
1
2¨
f
¨
Figura 10.17
Ejemplo 10.3
La ecuación del esfuerzo efectivo de la envolvente de falla para suelo arcilloso normalmente
consolidado es tƒ s¿ tan 27º. Se llevó a cabo una prueba triaxial drenada con el mismo
suelo en una cámara de presión de confinamiento de 100 kN/m2. Calcule el esfuerzo desvia-
dor en la falla.

248
Solución
Para arcilla normalmente consolidada, c¿ 0. Por lo tanto, de la ecuación (10.9) tenemos
Así que
(¢sd)f s1
¿ s3
¿ 266.3 100 166.3 kN/m2
s1
¿ 100 tan2
a45
27
2
b 266.3 kN/m2
f¿ 27°
s1
¿ s3
¿ tan2
a45
f¿
2
b
Ejemplo 10.4
Una prueba triaxial drenada realizada en dos muestras de arcilla saturada arrojó los siguien-
tes resultados:
Muestra I: 3 70 kN/m2
( d)f 130 kN/m2
Muestra II: 3 160 kN/m2
( d)f 223.5 kN/m2
Determine los parámetros del esfuerzo cortante.
Solución
Consulte la figura 10.18. Para la muestra I el esfuerzo principal en la falla es
3 3 70 kN/m2
Esfuerzo
cortante
(kN/m
2
)
70 160 200 383.5
Esfuerzo
efectivo normal
(kN/m2)
f
c′
Figura 10.18

10.7 Prueba consolidada–no drenada 249
y
1 1 3 ( d)f 70 130 200 kN/m2
Del mismo modo, los esfuerzos principales en la falla de la muestra II son
3 3 160 kN/m2
y
1 1 3 ( d)f 160 223.5 383.5 kN/m2
Usando la relación dada por la ecuación (10.9), tenemos
Por lo tanto, para la muestra I,
y para la muestra II,
383.5 160 tan2
a45
f1
¿
2
b 2c¿tan a45
f1
¿
2
b
200 70 tan2
a45
f1
¿
2
b 2c¿tan a45
f1
¿
2
b
s1
¿ s3
¿ tan2
a 45
f1
¿
2
b 2c¿ tan a45
f3
¿
2
b
Resolviendo las dos ecuaciones anteriores, obtenemos
f¿ 20 c¿ 20 kN/m2
10.7 Prueba consolidada-no drenada
La prueba consolidada-no drenada es el tipo de prueba triaxial más común. En esta prueba la
muestra de suelo saturado primero es consolidada por una presión envolvente s3 del fluido en
la cámara, que resulta en drenaje. Después de que la presión de poro generada por la aplicación
de presión de confinamiento se disipa completamente (es decir, uc Bs3 0), se incrementa el
esfuerzo desviador sd, en la muestra para provocar una falla de corte. Durante esta fase de la
prueba la línea de drenaje de la muestra se mantiene cerrada. Dado que no se permite el drenaje,
la presión de poro, ud, se incrementará. Durante la prueba se hacen mediciones de sd y ud.
El aumento en la presión de agua intersticial, ud, se puede expresar en una forma adimensional
como
(10.19)
A
¢ud
¢sd
donde A parámetro de presión de poro de Skempton (Skempton, 1954).
En las figuras 10.19d, e, f y g se muestran los patrones generales de variación de sd y
ud con la deformación axial para la arena y los suelos de arcilla. En la arena suelta y arcilla
normalmente consolidada, la presión de poro aumenta con la deformación. En la arena densa y

250
Figura 10.19 Prueba consolidada-no drenada: (a) muestra bajo la cámara de presión de confinamiento,
(b) cambio de volumen en la muestra debido a la presión de confinamiento, (c) aplicación de esfuerzo
desviador, (d) esfuerzo desviador contra deformación axial de arena suelta y arcilla normalmente
consolidada, (e) esfuerzo desviador contra deformación axial para la arena y la arcilla densa
sobreconsolidada, (f) variación de la presión del agua intersticial con la deformación axial para arena
suelta y arcilla normalmente consolidada, (g) variación de la presión del agua intersticial con la
deformación axial para arena y arcilla densa sobreconsolidada
s3 s3
s3
s3
Δsd
Δsd
(c)
s3 s3
s3
s3
(a)
ΔV
c
(b)
Tiempo
Compresión
Expansión
(d)
Δ
s
d
Esfuerzo axial
(Δsd)f
(f)
(e)
(g)
Δu
d
Esfuerzo axial
−
+
Δ
s
d
Esfuerzo axial
(Δsd)f
Δu
d
Esfuerzo axial
u = 0
−
+

la arcilla sobreconsolidada la presión del agua intersticial aumenta con la deformación hasta un
cierto límite, más allá del cual disminuye y se hace negativa (con respecto a la presión atmosfé-
rica). Este patrón es debido a que el suelo tiene tendencia a dilatarse.
A diferencia de la prueba con consolidación y drenaje, los esfuerzos principales total y
efectivo no son los mismos en la prueba consolidada-no drenada. Dado que en esta prueba se
mide la presión de agua intersticial en la falla, los esfuerzos principales se pueden analizar de
la siguiente manera:
• Esfuerzo principal mayor en la falla (total):
3 ( d)f 1
• Esfuerzo principal mayor en la falla (efectivo):
1 ( ud)f 1
• Esfuerzo principal menor en la falla (total):
3
• Esfuerzo principal menor en la falla (efectivo):
3 ( ud)f 3
donde (ud)ƒ presión de poro en la falla. Las deducciones anteriores demuestran que
1 3 1 3
Para determinar los parámetros de resistencia cortante se pueden hacer pruebas en varias
muestras similares con diferentes presiones de confinamiento. La figura 10.20 muestra los círculos
de Mohr del esfuerzo total y efectivo en la falla obtenidos a partir de pruebas triaxiales con con-
solidación y no drenada en la arena y arcilla normalmente consolidada. Tenga en cuenta que A y
Figura 10.20 Esfuerzos total y efectivo en la envolvente de falla para pruebas triaxiales con consolida-
ción y no drenada. (Nota: la figura supone que no se aplica una contrapresión.)
Esfuerzo normal
(Δud)f
s3
s′
Esfuerzo
cortante
s1
s′
(Δud)f
A D B
C
f′
f
Envolvente de
falla del esfuerzo
total
tf = s tanf
Envolvente de
falla del esfuerzo
efectivo
tf = s′ tan f′
3 1

252
B son dos círculos de Mohr de esfuerzo total obtenidos en dos pruebas. C y D son los círculos de
Mohr de esfuerzo efectivo correspondientes al total de los círculos de esfuerzo A y B, respectiva-
mente. Los diámetros de los círculos A y C son iguales, de manera similar, los diámetros de los
círculos B y D son iguales.
En la figura 10.20 la envolvente de falla del esfuerzo total puede ser obtenido al trazar una
línea que toque todos los círculos de Mohr del esfuerzo total. Para la arena y arcillas normal-
mente consolidadas, esta línea será aproximadamente una recta que pasa por el origen y puede
ser expresada por la ecuación
(10.20)
tf s tan f
donde
s esfuerzo total
f ángulo que la envolvente de falla del esfuerzo total forma con el eje del esfuerzo nor-
mal, también conocido como ángulo de resistencia cortante consolidada-no drenada
Por razones prácticas, la ecuación (10.20) se utiliza muy poco.
Haciendo referencia de nuevo a la figura 10.20, vemos que la envolvente de falla es
tangente a todos los círculos de Mohr del esfuerzo efectivo y puede ser representada por la
ecuación f s¿ tan f¿, que es la misma para la envolvente de falla obtenida a partir de pruebas
consolidadas–drenadas (véase la figura 10.14).
En arcillas sobreconsolidadas, la envolvente de falla del esfuerzo total obtenida a partir
de pruebas consolidadas–no drenadas toma la forma mostrada en la figura 10.21. La recta a¿b¿
está representada por la ecuación
(10.21)
tf c s tan f1
y la recta b¿c¿ sigue la relación dada por la ecuación (10.20). La envolvente de falla por esfuerzo
efectivo dibujada a partir de los círculos de Mohr es similar a la mostrada en la figura 10.21.
Figura 10.21 Esfuerzo total de la envolvente de falla obtenido a partir de pruebas con consolidación y
no drenada en arcilla sobreconsolidada
Esfuerzo normal
s3 s1
c
Esfuerzo
cortante
f
t
1
a′
b′
f
c′
tf =s tan f
f = c + s tan f1

Las pruebas consolidadas-drenadas en suelos arcillosos toman un tiempo considerable.
Por esa razón las pruebas consolidadas-no drenadas pueden llevarse a cabo en tales suelos con
mediciones de la presión de poro para obtener los parámetros de resistencia cortante drenada.
Dado que en estas pruebas no está permitido el drenaje durante la aplicación del esfuerzo des-
viador, las pruebas pueden realizarse con bastante rapidez.
El parámetro de presión de poros de Skempton se definió en la ecuación (10.19). En la
falla, el parámetro se puede escribir como
(10.22)
A Af
(¢ud)f
(¢sd)f
El intervalo general de los valores de f
A en la mayoría de los suelos de arcilla es el siguiente:
• Arcillas normalmente consolidadas: 0.5 a 1
• Arcillas sobreconsolidadas: 0.5 a 0
Ejemplo 10.5
Una prueba consolidada-no drenada en una arcilla normalmente consolidada arrojó los si-
guientes resultados:
(
,
presión de poro ¢ud)f 58.1 kN/m2
(
,
esfuerzo desviador ¢sd)f 89.4 kN/m2
s3 100 kN/m2
Calcule el ángulo de fricción consolidado-no drenado y el ángulo de fricción drenado.
Solución
Consulte la figura 10.22.
Esfuerzo normal (kN/m2)
Esfuerzo
cortante
(kN/m
2
)
100 131.3 189.4
41.9
B
B
A
A
O
f
f
Envolvente de falla
del esfuerzo efectivo
Envolvente de falla
del esfuerzo total
Figura 10.22

254
Nuevamente,
f¿ 2ctan 1
a
131.3
41.9
b
0.5
45d 31
3
.
1
3
1 41.9 tan2
a45
f¿
2
b
sœ
1 sœ
3 tan2
a45
f¿
2
b
sœ
1 s1 (¢ud)f 189.4 58.1 131.3 kN/m2
sœ
3 s3 (¢ud)f 100 58.1 41.9 kN/m2
f 2ctan 1
a
189.4
100
b
0.5
45d 18
4
.
9
8
1 100 tan2
a45
f
2
b
s1 s3 tan2
a45
f
2
b
s1 s3 (¢sd)f 100 89.4 189.4 kN/m2
s3 100 kN/m2
10.8 Prueba no consolidada-no drenada
En las pruebas no consolidadas-no drenadas, durante la aplicación de presión de la cámara s3,
no está permitido el drenaje de la muestra de suelo. La muestra de prueba se corta para que falle
por la aplicación del esfuerzo desviador sd, sin que se permita el drenaje. Dado que el drenaje
no está permitido en ningún momento, la prueba puede realizarse con mayor rapidez. Debido
a la aplicación de la presión de confinamiento de la cámara s3, la presión del agua intersticial
en la muestra de suelo se incrementará en uc. Habrá un aumento adicional de la presión de agua
intersticial, ud, debido a la aplicación del esfuerzo desviador. Por lo tanto, la presión total del
agua intersticial, u, en la muestra, en cualquier etapa de aplicación de esfuerzo desviador, se
puede dar como
u uc ud (10.23)
De las ecuaciones (10.17) y (10.19), tenemos uc Bs3 y ud A sd, así que
(10.24)
u Bs3 A ¢sd Bs3 A(s1 s3)
Por lo general, la prueba no consolidada–no drenada se lleva a cabo en muestras de arcilla
y depende de un concepto de resistencia muy importante para suelos cohesivos saturados. El
esfuerzo axial adicional a la falla (sd)ƒ es prácticamente el mismo, independientemente de la
presión de confinamiento de la cámara. Este resultado se muestra en la figura 10.23. La envol-
vente de falla para los círculos de Mohr del esfuerzo total se convierte en una recta horizontal
y, por lo tanto, se denomina condición f 0, y
f cu (10.25)
donde cu es la resistencia cortante no drenada y es igual al radio de los círculos de Mohr.

10.8 Prueba no consolidada–no drenada 255
La razón para la obtención del mismo esfuerzo axial añadido (sd)ƒ, independientemente
de la presión de confinamiento, es la siguiente: Si una muestra de arcilla (núm. 1) se consolida
a una presión de cámara s3 y luego se corta para que la falla no permita drenaje, entonces las
condiciones de esfuerzo total en la falla pueden ser representadas por el círculo P de Mohr en
la figura 10.24. La presión de poro desarrollada en la muestra en la falla es igual a (ud)ƒ. Por
lo tanto, los esfuerzos principales efectivos mayor y menor en la falla son
sœ
1 [s3 (¢sd)f] (¢ud)f s1 (¢ud)f
Figura 10.24 El concepto f 0
Figura 10.23 Círculos de Mohr para el esfuerzo total y la envolvente de falla (f 0) obtenidos a partir
de pruebas triaxiales sin consolidación y no drenada
Esfuerzo normal
s3
cu
s3 s3
s1 s1 s1
Esfuerzo
cortante
Círculos de Mohr
para el esfuerzo
total en la falla
Envolvente de falla f = 0
(Δud)f
(Δsd)f
(Δsd)f
Esfuerzo
cortante
s s s3
s1
(Δsd)f
Esfuerzo normal
Δs3 = Δuc
f
f
Círculos de Mohr
en la falla para el
esfuerzo total
Q P R
3 1

256
y
sœ
3 s3 (¢ud)f
Q es el círculo de Mohr del esfuerzo efectivo dibujado con los esfuerzos principales preceden-
tes. Observe que los diámetros de los círculos P y Q son los mismos.
Consideremos ahora otra muestra de arcilla similar (núm. 2) que se consolida en una cá-
mara de presión s3. Si la presión de la cámara se incrementa por s3 sin permitir ningún drena-
je, entonces la presión de agua intersticial aumenta en una cantidad uc. Para suelos saturados
bajo esfuerzos isotrópicos, el aumento de la presión del agua intersticial es igual al incremento
total del esfuerzo, por lo que uc s3. En este momento la presión de confinamiento efectiva
es igual a s3 s3 – uc s3 s3 – s3 s3. Ésta es la misma que la presión de confina-
miento efectivo de la muestra núm. 1 antes de la aplicación de esfuerzo desviador. Por lo tanto,
si la muestra núm. 2 se corta para que falle por el aumento del esfuerzo axial, debe fallar con
el mismo esfuerzo desviador (sd)ƒ que se obtuvo de la muestra núm. 1. El círculo de Mohr del
esfuerzo total en la falla será R (figura 10.24). El aumento de la presión de poro añadida causada
por la aplicación de (sd)ƒ será (ud)ƒ.
En la falla, el esfuerzo efectivo principal menor
[s3 ¢s3] [¢uc (¢ud)f] s3 (¢ud)f sœ
3
y el esfuerzo efectivo principal mayor es
s1 (¢ud)f sœ
1
[s3 ¢s3 (¢sd)f] [¢uc (¢ud)f] [s3 (¢sd)f] (¢ud)f
Por lo tanto, el círculo de Mohr del esfuerzo efectivo seguirá siendo Q debido a que la resisten-
cia es una función del esfuerzo efectivo. Note que los diámetros de los círculos P, Q y R son
todos iguales.
Cualquier valor de s3 podría haber sido elegido para la prueba con la muestra núm. 2.
En cualquier caso, el esfuerzo desviador (sd)ƒ para provocar una falla habría sido el mismo.
10.9 Prueba de compresión no conﬁnada
en arcilla saturada
La prueba de compresión no confinada es un tipo especial de prueba no consolidada-no drenada
que se utiliza comúnmente para las muestras de arcilla. En esta prueba la presión de confinamien-
to s3 es 0.A la muestra se le aplica rápidamente una carga axial para provocar una falla. En ésta, el
Figura 10.25 Prueba de compresión no confinada
Esfuerzo normal
cu
s1 = qu
s3 = 0
Círculo de Mohr en la
falla para el esfuerzo total
Esfuerzo
cortante
f = 0
s1
s1

10.9 Prueba de compresión no conﬁnada en arcilla saturada 257
esfuerzo principal menor total es 0 y el esfuerzo principal mayor total es s1 (figura 10.25). Dado
que la resistencia de corte no drenada es independiente de la presión de confinamiento, tenemos
(10.26)
tf
s1
2
qu
2
cu
donde qu es la resistencia a la compresión no confinada. La tabla 10.3 da la consistencia aproxi-
mada de arcillas en función de sus resistencias a la compresión no confinada. En la figura 10.26
se muestra una fotografía del equipo de prueba de compresión no confinada. La figura 10.27
muestra la falla de las muestras de suelo por corte y abultamiento.
Figura 10.26 Equipo de prueba de compresión no confinada (Cortesía de ELE International)
Tabla 10.3 Relación general de consistencia y
esfuerzo de compresión no confinada de las arcillas
Consistencia qu (kN/m2
)
Muy blanda
0
5
–
5
2
Blanda
Media
0
0
2
–
0
0
1
Firme
Muy firme
Dura 400
0–25
50–100
200–400

258
Teóricamente, para muestras similares de arcillas saturadas las pruebas de compresión
no confinada y las pruebas triaxiales no consolidadas-no drenadas deben producir los mismos
valores de cu. Sin embargo, en la práctica las pruebas de compresión no confinada en arcillas
saturadas producen valores ligeramente más bajos de cu que los obtenidos a partir de pruebas
no consolidadas–no drenadas. Este hecho se demuestra en la figura 10.28.
Figura 10.27 Falla en una muestra de prueba de compresión no confinada: (a) por corte, (b) por abulta-
miento (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)
Figura 10.28 Comparación de los resultados de pruebas de compresión no confinada y pruebas no
consolidadas-no drenadas de un suelo de arcilla saturada. (Nota: el círculo de Mohr núm. 1 es para la
prueba de compresión no confinada; los círculos de Mohr núms. 2 y 3 son para pruebas triaxiales no
consolidadas-no drenadas.)
Tensión normal
s1
Esfuerzo
cortante
Dotación actual fracaso total del estrés
Dotación total fracaso estrés teórico
1
2 3
s1
s3
s3
0 s1 = qu
(a) (b)

10.10 Sensitividad y tixotropía de las arcillas 259
10.10 Sensitividad y tixotropía de las arcillas
Para muchos depósitos naturales de suelos arcillosos, la resistencia a la compresión no confina-
da se reduce en gran medida cuando los suelos se prueban después de remoldearlos sin ningún
cambio en el contenido de humedad, como se muestra en la figura 10.29. Esta propiedad de
los suelos arcillosos se llama sensitividad. El grado de sensitividad puede ser definido como
la razón de la resistencia a la compresión no confinada en un estado no alterado a un estado
remoldeado, o
(10.27)
St
qu(no alterado)
qu(remodelado)
La tasa de sensitividad de la mayoría de las arcillas varía aproximadamente de 1 a 8;
sin embargo, los depósitos de arcilla marina altamente floculada pueden tener coeficientes de
sensibilidad que van desde 10 a 80 aproximadamente. También hay algunas arcillas que se con-
vierten en fluidos viscosos al ser remoldeados. Estas arcillas se encuentran principalmente en
las zonas alguna vez glaciares de América del Norte y Escandinavia, y se les conoce como las
arcillas “rápidas”. Rosenqvist (1953) clasifica las arcillas sobre la base de su sensitividad. Esta
clasificación general se muestra en la figura 10.30.
La pérdida de resistencia de los suelos de arcilla por remoldeo es causada principalmente
por la destrucción de la estructura de las partículas de arcilla que se desarrolló durante el pro-
ceso original de sedimentación. Sin embargo, si después del remoldeo una muestra de suelo se
mantiene en un estado no alterado (es decir, sin ningún cambio en el contenido de humedad),
continuará ganando resistencia con el tiempo. Este fenómeno se conoce como tixotropía. La
tixotropía es un proceso reversible dependiente del tiempo en el que los materiales de compo-
sición y volumen constante se ablandan cuando son remoldeados. Esta pérdida de fuerza se
recupera poco a poco con el tiempo cuando se permite que los materiales reposen.
La mayoría de los suelos son parcialmente tixotrópicos; parte de la pérdida de fuerza
causada por el remoldeo nunca se recupera con el tiempo. Para los suelos, la diferencia entre la
Figura 10.29 Resistencia a la compresión no confinada para una arcilla no alterada y una remoldeada
Esfuerzo axial
s
1
qu
qu
No alterada
Remoldeada

260
resistencia no alterada y la resistencia después del endurecimiento tixotrópico se puede atribuir
a la destrucción de la estructura de las partículas de arcilla que se desarrolló durante el proceso
original de sedimentación.
10.11 Anisotropía en el esfuerzo cortante no drenado
Debido a la naturaleza de la deposición de suelos cohesivos y su posterior consolidación, las
partículas de arcilla tienden a orientarse perpendicularmente a la dirección del esfuerzo princi-
pal mayor. La orientación paralela de las partículas de arcilla podría causar que la resistencia
de la arcilla varíe con la dirección; en otras palabras, la arcilla puede ser anisotrópica con res-
pecto a la resistencia. Este hecho se puede demostrar con la ayuda de la figura 10.31, en la que
V y H son las direcciones vertical y horizontal, que coinciden con las rectas perpendiculares y
paralelas a los planos de estratificación de un depósito de suelo. Si se recoge y se somete a una
prueba una muestra de suelo no drenado con su eje inclinado en un ángulo i con la horizontal,
la resistencia cortante no drenada está dada por
(10.28)
cu(i)
s1 s3
2
Figura 10.30 Clasificación de las arcillas con base en su sensitividad
Insensitiva
Ligeramente sensitiva
Sensitividad media
Muy sensible
Ligeramente rápida
Rapidez media
Muy rápida
Extra rápida
64
32
16
8
4
2
1
Sensitividad,
S
t
(escala
logarítmica)

10.11 Anisotropía en el esfuerzo cortante no drenado 261
donde cu(i) es la resistencia cortante no drenada cuando el esfuerzo principal mayor forma un
ángulo i con la horizontal.
Sea la resistencia cortante no drenada de una muestra de suelo con su eje vertical [es de-
cir, cu(i 90º)] conocida como cu(V) (figura 10.31a); de manera similar, sea la resistencia cortante
no drenada con su eje horizontal [es decir, cu(i 0º)] conocida como cu(H) (figura 10.31c). Si cu(V)
cu(i) cu(H), el suelo es isotrópico con respecto a la resistencia y la variación de la resistencia
cortante no drenada puede ser representada por un círculo en un diagrama polar, tal como se
muestra con la curva a en la figura 10.32. Sin embargo, si el suelo es anisotrópico, cu(i) cambia
con la dirección. Casagrande y Carrillo (1944) propusieron la siguiente ecuación para la variación
direccional de la resistencia cortante no drenada:
cu(i) cu(H) [cu(V) cu(H)] sen2
i (10.29)
Figura 10.32 Variación direccional de la resistencia no drenada de la arcilla
Figura 10.31 Resistencia anisotrópica en arcillas
i b a c
cu(V)
cu(H)
cu(i)
Resistencia cortante
no drenada

262
Cuando cu(V) cu(H), la naturaleza de la variación de cu(i) puede ser representada por la curva b
en la figura 10.32. Una vez más, si cu(V) cu(H), la variación de cu(i) está dada por la curva c. El
coeficiente de anisotropía se puede definir como
(10.30)
K
cu(V)
cu(H)
En el caso de depósitos naturales de suelo, el valor de K puede variar desde 0.75 hasta 2.0. Ge-
neralmente K es menor que 1 en arcillas sobreconsolidadas.
10.12 Resumen
A continuación se presenta un resumen de los conceptos importantes tratados en este capítulo.
1. Los criterios de falla de Mohr-Coulomb en términos de esfuerzos efectivos se pueden
expresar como [ecuación (10.3)]:
f c tan
Para arena y arcilla normalmente consolidada, c¿ ¯ 0.
2. Los esfuerzos principales efectivos mayores (s¿1) y menores (s¿3) en la falla están
relacionados como [ecuación (10.9)]:
s1
¿ s3
¿ tan2
a 45
f¿
2
b 2c¿ tan a45
f¿
2
b
3. La prueba de corte directo y la prueba triaxial son los dos tipos principales de prueba llevados
a cabo en el laboratorio para determinar la resistencia cortante de una muestra de suelo.
4. Las pruebas triaxiales se pueden dividir en tres categorías principales:
(a) Prueba consolidada-drenada (o drenaje);
(b) Prueba consolidada-no drenada, y
(c) Prueba no consolidada-no drenada.
5. La prueba de compresión no confinada es otra forma de la prueba no consolidada–no
drenada.
6. La sensitividad (St) de un suelo de arcilla es la razón de la resistencia a la compresión no
confinada de una muestra sin alteraciones a la de una muestra remoldeada. El valor de St
para la mayoría de las arcillas cae en un rango de 1 a 8.
Problemas
10.1 Sobre una muestra de arena seca con un esfuerzo normal de 200 kN/m2 se realizó una
prueba de corte directo. La falla se produjo en un esfuerzo cortante de 175 kN/m2. El
tamaño de la muestra sometida a la prueba fue de 75 mm 75 mm 30 mm (altura).
Determine el ángulo de fricción, f¿. Para un esfuerzo normal de 150 kN/m2, ¿qué fuerza
de corte se requeriría para causar la falla de la muestra?
10.2 El tamaño de una muestra de arena en una prueba de corte directo fue de 50 mm 50
mm 30 mm (altura). Se sabe que, para la arena, tan f¿ 0.65/e (donde e relación
de vacíos) y la gravedad específica de los suelos sólidos Gs 2.65. Durante la prueba, se
aplicó un esfuerzo normal

Problemas 263
de 140 kN/m2. La falla se produjo con un esfuerzo cortante de 105 kN/m2. ¿Cuál es la
masa de la muestra de arena?
10.3 El ángulo de fricción de una arena seca compactada es 35º. En una prueba de corte directo
sobre la arena se aplicó un esfuerzo normal de 115 kN/m2. El tamaño de la muestra fue de
50 mm 50 mm 30 mm (altura). ¿Qué fuerza de corte (en kN) causará la falla?
10.4 A continuación se presentan los resultados de cuatro pruebas de corte directo drenadas
de una arcilla normalmente consolidada:
diámetro de la muestra 50 mm
altura de la muestra 25 mm
1 267 166.8
2 400 244.6
3 489 311.4
4 556 355.8
Prueba
núm.
Fuerza
normal
Fuerza de corte
para la falla
(N) (N)
Dibuje una gráfica de esfuerzo cortante en la falla contra el esfuerzo normal. Determine
el ángulo de fricción de drenaje en la gráfica.
10.5 La relación entre la densidad relativa, Dr, y el ángulo de fricción, f¿, de una arena se puede
dar como f¿º 25 0.18 Dr (Dr está en %). En la misma arena se llevó a cabo una prueba
triaxial con drenaje con una cámara de presión de confinamiento de 124 kN/m2. La densidad
relativa de compactación fue de 60%. Calcule el esfuerzo principal mayor en la falla.
10.6 Considere la prueba triaxial descrita en el problema 10.5.
a. Calcule el ángulo que el plano de falla forma con el plano principal mayor.
b. Determine los esfuerzos normales y cortante (cuando la muestra falla) en un plano
que forma un ángulo de 30º con el plano principal mayor.
10.7 El esfuerzo efectivo de la envolvente de falla de una arena se puede dar como tƒ
s¿ tan 38º. En la misma arena se llevó a cabo una prueba triaxial drenada. La muestra
falló cuando el esfuerzo desviador fue de 250 kN/m2. ¿Cuál fue la presión de
confinamiento de cámara durante la prueba?
10.8 Consulte el problema 10.7.
a. Calcule el ángulo que el plano de falla forma con el plano principal menor.
b. Determine el esfuerzo normal y el esfuerzo cortante en un plano que forma un
ángulo de 35º con el plano principal menor.
10.9 Para una arcilla normalmente consolidada, los resultados de una prueba triaxial drenada
son como sigue:
• Presión de confinamiento de la cámara 103.5 kN/m2
• Esfuerzo desviador en la falla 234.6 kN/m2
Determine el ángulo de fricción del suelo f¿.
10.10 Para una arcilla normalmente consolidada, tenemos que f¿ 28º. En una prueba triaxial
drenada la muestra falla a un esfuerzo desviador de 207 kN/m2. ¿Cuál fue la presión de
confinamiento de cámara, s3?

264
10.11 Una prueba triaxial consolidada-drenada se llevó a cabo en una arcilla normalmente
consolidada. Los resultados fueron los siguientes:
s3 276 kN/m2
(sd)ƒ 276 kN/m2
a. Encuentre el ángulo de fricción, f¿.
b. ¿Cuál es el ángulo u que el plano de falla forma con el esfuerzo principal mayor?
c. Determine el esfuerzo normal s¿ y el esfuerzo cortante tƒ en el plano de falla.
10.12 Consulte el problema 10.11.
a. Determine el esfuerzo normal efectivo en el plano de esfuerzo cortante máximo.
b. Explique por qué la falla de corte se presentó a lo largo del plano como se
determina en el inciso (b) y no a lo largo del plano de esfuerzo cortante máximo.
10.13 Los resultados de dos pruebas triaxiales drenadas en una arcilla saturada se dan aquí:
• Muestra I: Presión de confinamiento de la cámara 103.5 kN/m2
Esfuerzo desviador en la falla 216.7 kN/m2
• Muestra II: Presión de confinamiento de la cámara 172.5 kN/m2
Esfuerzo desviador en la falla 324.3 kN/m2
Calcule los parámetros de resistencia cortante del suelo.
10.14 Un suelo arenoso tiene un ángulo de fricción drenado de 36º. En una prueba triaxial
drenada en el mismo suelo el esfuerzo desviador en la falla es de 268 kN/m2. ¿Cuál es
la presión de confinamiento en la cámara?
10.15 En una muestra normalmente consolidada se llevó a cabo una prueba consolidada-no
drenada con una presión de confinamiento en la cámara de 140 kN/m2. La muestra falló
mientras el esfuerzo desviador era de 126 kN/m2. La presión de poros en la muestra
en ese momento era de 76.3 kN/m2. Determine los ángulos de fricción consolidado-no
drenado y drenado.
10.16 La resistencia cortante de una arcilla normalmente consolidada puede ser dada por la
ecuación tƒ s¿ tan 31º. En la arcilla se llevó a cabo una prueba triaxial consolidada-no
drenada. A continuación se presentan los resultados de la prueba:
• Presión de confinamiento de la cámara 112 kN/m2
• Esfuerzo desviador en la falla 100 kN/m2
a. Determine el ángulo de fricción consolidada-no drenada, f.
b. ¿Cuál es la presión de poros desarrollada en la muestra de arcilla cuando falla?
10.17 Para la muestra de arcilla descrita en el problema 10.16, ¿cuál habría sido el esfuerzo
desviador en la falla si una prueba drenada había sido llevada a cabo con la misma
presión de confinamiento de la cámara (es decir, s3 112 kN/m2)?
10.18 Para un suelo arcilloso tenemos f¿ 28º y f 18º. Una prueba triaxial consolidada-no
drenada se llevó a cabo en este suelo de arcilla con una presión de confinamiento de la
cámara de 105 kN/m2. Determine el esfuerzo desviador y la presión de poros en la falla.
10.19 Durante una prueba triaxial consolidada-no drenada en una muestra de suelo arcilloso,
los esfuerzos principales menor y mayor de falla fueron 96 kN/m2 y 187 kN/m2,
respectivamente.

Referencias 265
¿Cuál será el esfuerzo axial en la falla si una muestra similar se somete a una prueba de
compresión no confinada?
10.20 Durante la exploración de campo se determinó que el ángulo de fricción, f¿, de una
muestra de arcilla normalmente consolidada obtenida a partir de pruebas triaxiales
drenadas era 22º. De una muestra similar se encontró que la resistencia a la compresión
no confinada, qu, era de 120 kN/m2. Determine la presión de poros en la falla de la
prueba de compresión no confinada.
Referencias
BISHOP, A. W., and BJERRUM, L. (1960). “The Relevance of the Triaxial Test to the Solution of Stability
Problems,” Proceedings, Research Conference on Shear Strength of Cohesive Soils,ASCE, 437–501.
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Consolidated Clay,” Proceedings, Research Conference on Shear Strength of Cohesive Soils,
ASCE. 711–726.
BLACK, D. K., and LEE, K. L. (1973). “Saturating Laboratory Samples by Back Pressure,” Journal of the
Soil Mechanics and F
oundations Division, ASCE, V
ol. 99, No. SM1, 75–93.
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to Soil Mechanics 1941–1953, Boston Society of Civil Engineers, Boston, MA. COULOMB, C. A.
(1776). “Essai sur une application des regles de Maximums et Minimis à quelques Problèmes
de Statique, relatifs à l’Architecture,” Memoires de Mathematique et de Physique, Présentés, à
l’Academie Royale des Sciences, Paris, V
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KENNEY, T. C. (1959). “Discussion,” Proceedings, ASCE, V
ol. 85, No. SM3, 67–79.
MOHR, O. (1900). “Welche Umstände Bedingen die Elastizitätsgrenze und den Bruch eines Materiales?”
Zeitschrift des Vereines Deutscher Ingenieure, Vol. 44, 1524–1530, 1572–1577.
SKEMPTON, A. W. (1954). “The Pore Water Coefficients A and B,” Geotechnique, Vol. 4, 143–147.
ROSENQVIST, I. TH. (1953). “Considerations on the Sensitivity of Norwegian Quick Clays, Geotechnique,
V
ol. 3, No. 5, 195–200.

Capítulo 11: Mejoramiento del suelo
266
11.1 Introducción
El mejoramiento del suelo también es denominado estabilización del suelo por muchos inge-
nieros geotécnicos. Éste es un proceso de alteración de las propiedades de ingeniería de suelo
in situ o tomado a un costo más bajo y con mejor control de calidad. Las técnicas de mejora
del suelo se pueden colocar en dos categorías principales: (1) la estabilización química y (2) la
estabilización mecánica.
La estabilización química implica la aplicación de aditivos químicos para mejorar el com-
portamiento de los suelos. Se utiliza para mejorar la manejabilidad del suelo, haciendo el mate-
rial más fácil de usar como material de construcción. También se usa para reducir la plasticidad
y el potencial de expansión-contracción. Si las arcillas son dispersivas, se utiliza para flocular
las partículas. Cuando las arcillas son difíciles de compactar, se pueden añadir productos quí-
micos para dispersar ligeramente sus partículas y ayudar en el proceso. En este capítulo vamos
a discutir la estabilización química mediante el uso de (a) la cal, (b) de cemento y (c) de las
cenizas volantes.
La estabilización mecánica implica metodologías que mejoran las propiedades de inge-
niería de los suelos seleccionados sin la adición de agentes u otras energías de unión de par-
tículas. En otras palabras, no hay efectos químicos o de unión incluidos en esta metodología.
Comprende, entre otros, los siguientes:
• Compactación (tratada en el capítulo 5).
• Vibroflotacións.
• Voladura o blasting.
• Compactación dinámica.
• Precarga.
• Drenes de arena.
En este capítulo vamos a discutir los temas mencionados anteriormente para los procesos de
estabilización químicos y mecánicos.
C A P Í T U L O 11
Mejoramiento del suelo
266

11.2 Estabilización con cal 267
ESTABILIZACIÓN QUÍMICA
11.2 Estabilización con cal
Como se mencionó en la sección 11.1, en ocasiones se utilizan aditivos para estabilizar los
suelos en campo, particularmente los suelos finos. Los aditivos más comunes son cal, cemento
y cenizas volantes. Los principales efectos de la estabilización del suelo son: (a) modificar el
suelo, (b) acelerar la construcción y (c) mejorar la fuerza y durabilidad del suelo.
Los tipos de cal utilizados para estabilizar los suelos de grano fino son cal hidratada alta
en calcio [Ca(OH)2], cal viva calcítica (CaO), cal dolomítica monohidratada [Ca(OH)2 MgO]
y cal viva dolomítica. La cantidad de cal utilizada para estabilizar la mayoría de los suelos por
lo general está en el intervalo del 5 al 10%. Cuando se añade cal a los suelos arcillosos, ocurren
dos reacciones químicas puzzolánicas: intercambio catiónico y floculación-aglomeración. En el
intercambio de cationes y las reacciones de floculación-aglomeración los cationes monovalentes
generalmente asociados con las arcillas son remplazados por los iones de calcio divalentes. Los
cationes pueden estar dispuestos en una serie sobre la base de su afinidad para el intercambio:
A13 Ca2 Mg2 NH4 K Na Li
Cualquier catión puede sustituir los iones a su derecha. Por ejemplo, los iones de calcio
pueden remplazar los iones de potasio y sodio a partir de una arcilla. La aglomeración-flocula-
ción produce un cambio en la textura de los suelos de arcilla. Las partículas de arcilla tienden
a agruparse para formar partículas más grandes, con lo cual (a) disminuye el límite líquido,
(b) aumenta el límite plástico, (c) disminuye el índice de plasticidad, (d) aumenta el límite de
contracción, (e) aumenta la manejabilidad y (f) mejoran las propiedades de resistencia y defor-
mación de un suelo. Algunos ejemplos en los que la cal influye en la plasticidad de los suelos
arcillosos se dan en la tabla 11.1.
La reacción puzzolánica entre el suelo y la cal comprende una reacción entre la cal y la sí-
lice y la alúmina de la tierra para formar el material de cementación. Una de estas reacciones es
Ca(OH)2 SiO2 CSH
Arcilla de sílice
c
S
donde
C 5 CaO
S 5 SiO2
H 5 H2O
La reacción puzzolánica puede continuar por largo tiempo.
Tabla 11.1 Influencia de la cal en la plasticidad de la arcilla (Compilado de Thompson, 1967)
cal
%
0
Bryce B A-7-6(18) 53 29 NP NP
Cowden B A-7-6(19) 54 33 NP NP
Drummer B A-7-6(19) 54 31 NP NP
Huey B A-7-6(17) 46 29 NP NP
Nota: NP, no plástica
Suelo
Clasificación
AASHTO
Límite
líquido
Índice de
plasticidad
5% cal
Límite
líquido
Índice de
plasticidad

268
El primer 2 a 3% de cal (sobre la base de peso en seco) influye considerablemente en el
manejo y la propiedad (por ejemplo, plasticidad) del suelo. La adición de cal a suelos arcillosos
también afecta sus características de compactación.
Propiedades de curado de suelos estabilizados con cal
La resistencia a la compresión no confinada (qu) de suelos de grano fino compactados en conte-
nido óptimo de humedad puede variar de 170 kN/m2 a 2100 kN/m2, dependiendo de la natura-
leza del suelo. Con alrededor de 3 a 5% de adición de cal y un periodo de curado de 28 días, la
resistencia a la compresión no confinada puede aumentar por 700 kN/m2 o más.
La resistencia a la tracción (sT) de los suelos de grano fino curados también aumenta con
la estabilización con cal. Tullock, Hudson y Kennedy (1970) dieron la siguiente relación entre
sT y qu:
T (kN/m2
) 47.54 50.6qu (MN/m2
(
) 11.1)
donde sT es la resistencia a la tensión indirecta.
Thompson (1966) proporcionó la siguiente relación para calcular el módulo de elastici-
dad (Es) de los suelos estabilizados con cal:
Es (MN/m2
) 68.86 0.124qu (kN/m2
11.2)
) (
La relación de Poisson (mS) de los suelos estabilizados curados con aproximadamente el 5%
de cal varía entre 0.08 a 0.12 (con una media de 0.11) a un nivel de tensión de 25% o menos de
la resistencia a la compresión final. Ésta aumenta a alrededor de 0.27 a 0.37 (con una media
de 0.31), a un nivel de tensión mayor que 50% a 75% de la resistencia a la compresión final
(Transportation Research Board, 1987).
Estabilización con cal en campo
La estabilización con cal en campo se puede hacer de tres maneras. Éstas son:
1. El material in situ o el material tomado puede ser mezclado con la cantidad adecuada de
cal en el sitio y entonces compactarse después de la adición de humedad.
2. El suelo puede ser mezclado con la cantidad adecuada de cal y agua en una planta y luego
transportarse de nuevo al sitio para la compactación.
3. La lechada de cal puede ser inyectada en el suelo a presión a una profundidad de 4 a 5 m. La
unidad mecánica de inyección de la lechada está montada en el vehículo de inyección.
Una unidad de inyección común es un mástil elevador hidráulico con vigas transversales
que contienen las varillas de inyección. Las varillas son empujadas en el suelo por la
acción de las vigas en el mástil de la grúa. La lechada generalmente se mezcla en un tanque
de preparación en lotes de aproximadamente 3 m de diámetro y 12 m de largo, y se
bombea a alta presión a las varillas de inyección. La razón general especificada para la
preparación de lechada de cal es 1.13 kg de cal seca a 1 galón de agua.
Debido a la adición de cal hidratada a suelos arcillosos blandos, el límite plástico aumenta
inmediatamente, cambiando así el suelo de plástico a sólido y hace que parezca “secarse”; una
cantidad limitada de la cal puede ser agregada en el barro y las obras problemáticas. Esta acción
mejora su paso y puede ahorrar dinero y tiempo. También se han utilizado con éxito cales vivas
en pozos de perforación que tienen diámetros de 100 a 150 mm para la estabilización de sub-
bases y pendientes. Para este tipo de trabajo los agujeros son perforados en un patrón de rejilla
y luego se llenan con cal viva.

11.3 Estabilización con cemento 269
11.3 Estabilización con cemento
El cemento está siendo utilizado cada vez más como un material para la estabilización de sue-
los, en particular en la construcción de carreteras y presas de tierra. La primera construcción
controlada de suelo-cemento en Estados Unidos se llevó a cabo cerca de Johnsonville, Carolina
del Sur, en 1935. El cemento puede ser utilizado para estabilizar suelos arenosos y arcillosos.
Al igual que en el caso de la cal, el cemento ayuda a disminuir el límite líquido y aumentar el
índice de plasticidad y manejabilidad de los suelos arcillosos. La estabilización con cemento
es eficaz para suelos arcillosos cuando el límite líquido es menor que 45 a 50 y el índice de
plasticidad es menor de aproximadamente 25. Los requisitos óptimos de cemento por volumen
para la estabilización eficaz de los distintos tipos de suelo se dan en la tabla 11.2 (Mitchell y
Freitag, 1959).
Al igual que la cal, el cemento ayuda a aumentar la resistencia de los suelos y aumenta la
fuerza con el tiempo de curado. La tabla 11.3 presenta algunos valores típicos de la resistencia
a la compresión no confinada de varios tipos de suelo no tratado y de mezclas de cemento del
suelo hechas con aproximadamente 10% en peso de cemento.
Obviamente, los suelos granulares y los suelos arcillosos de baja plasticidad son los más
adecuados para la estabilización con cemento. Las arcillas de calcio se estabilizan más fácil-
mente mediante la adición de cemento, mientras que las arcillas de sodio e hidrógeno, que son
de naturaleza expansiva, responden mejor a la estabilización con cal. Por estas razones se debe
dar el cuidado apropiado a la selección del material de estabilización.
Para la compactación de campo, la cantidad adecuada de cemento puede ser mezclada
con el suelo, ya sea en el sitio o en una planta de mezclado. Si se adopta este último enfoque
la mezcla se puede llevar al sitio. El suelo se compacta a la unidad de peso deseado con una
cantidad predeterminada de agua.
0
1
–
6
W
S
,
P
S
,
P
G
2
1
–
8
H
M
,
L
M
,
L
C
4
1
–
0
1
H
C
,
L
C
Tabla 11.2 Requerimientos de cemento para una estabilización efectiva
Suelo bajo el sistema
unificado de clasificación
Porcentaje de
cemento por volumen
Tabla 11.3 Rango típico de resistencia a la compresión no confinada
para mezclas suelo-cemento (10% de cemento por peso)
Resistencia a la presión no
confinada qu
(kN/m2
)
Suelo
Arena
Grava
Arena-arcilla bien clasificada
3500–11 000
Grava-arena-arcilla
Arena limosa
Arena arcillosa
1700–3500
0
0
7
1
–
0
0
7
Arcilla limosa
Arcilla, suelo orgánico 350–400
f
¶

270
Similar a la inyección de cal, la lechada de cemento hecha de cemento portland y
agua (en una relación agua-cemento de 0.5:5) se puede utilizar para enlechar a presión los
suelos pobres debajo de los cimientos de edificios y otras estructuras. La lechada reduce
la conductividad hidráulica de los suelos y aumenta su resistencia y capacidad de carga.
Para el diseño de bases de máquinas de baja frecuencia sometidas a fuerzas de vibración,
da rigidez al suelo de cimentación de mampostería y con ello a veces es necesario aumentar
la frecuencia de resonancia.
11.4 Estabilización con ceniza volante
Las cenizas volantes son un subproducto del proceso de combustión de carbón pulverizado,
por lo general asociado con las plantas de generación de energía eléctrica. Es un polvo fino
granulado y se compone principalmente de sílice, alúmina y diversos óxidos y álcalis. La ceni-
za volante es puzzolánica en la naturaleza y puede reaccionar con cal hidratada para producir
productos cementosos. Por esa razón las mezclas de cal y cenizas volantes se pueden utilizar
para estabilizar las bases y sub-bases de carreteras. Mezclas eficaces pueden ser preparadas con
10 a 35% de cenizas volantes y de 2 a 10% de cal. Las mezclas de suelo-cal-cenizas volantes
se compactan en condiciones controladas, con cantidades adecuadas de humedad para obtener
capas de suelo estabilizadas.
Un cierto tipo de ceniza volante, que se refiere como “Tipo C”, se obtiene a partir de la
quema de carbón principalmente del oeste de Estados Unidos. Este tipo de ceniza volante con-
tiene una proporción bastante grande (hasta alrededor de 25%) de cal libre que, con la adición de
agua, va a reaccionar con otros compuestos de cenizas volantes para formar productos cemen-
tosos. Su uso puede eliminar la necesidad de añadir cal fabricada.
ESTABILIZACIÓN MECÁNICA
11.5 Vibroﬂotación
La vibroflotación es una técnica para la densificación in situ de capas gruesas de depósitos de
suelos granulares sueltos. Fue desarrollada en Alemania en la década de 1930. El primer dispo-
sitivo de vibroflotación se utilizó en Estados Unidos unos 10 años más tarde. El proceso implica
el uso de un Vibroflot (también llamado unidad vibratoria), el cual es de aproximadamente 2.1 m
de largo (como se muestra en la figura 11.1). Esta unidad vibratoria tiene un peso excéntrico en
su interior y puede desarrollar una fuerza centrífuga, lo que permite que la unidad vibratoria vibre
horizontalmente. Existen aberturas en la parte superior e inferior de la unidad vibratoria para
los chorros de agua. La unidad de vibración está conectada a una tubería de seguimiento. La
figura 11.1 muestra todo el conjunto de equipos necesarios para llevar a cabo la compactación
del terreno.
El proceso completo de vibroflotación en el campo se puede dividir en cuatro etapas:
Etapa 1: El chorro en la parte inferior del Vibroflot está dirigido y lanzado dentro el suelo.
Etapa 2: El chorro de agua crea una condición rápida en el suelo que permite que la
unidad vibratoria se hunda en el suelo.
Etapa 3: El material granular se vierte desde la parte superior del agujero. El agua del
chorro inferior se transfiere al chorro en la parte superior de la unidad vibratoria.
El agua transporta el material granular hacia el agujero.

11.5 Vibroﬂotación 271
Etapa 4: La unidad vibratoria se eleva gradualmente en unos 0.3 m y se mantiene
vibrando durante aproximadamente 30 segundos en cada levantamiento. Este
proceso compacta el suelo al peso unitario deseado.
En cuanto a las unidades de vibración, en Estados Unidos se han utilizado unidades eléc-
tricas de 23 kW desde finales de la década de 1940. Las unidades de 75 kW se introdujeron en
la década de 1970. La descripción general de las unidades Vibroflot eléctricas e hidráulicas de
75 kW son las siguientes (Brown, 1977):
Bomba
de agua
Suministro
de potencia
a. Punta vibratoria
m
1
.
2
Longitud
m
m
6
0
4
Diámetro
N
k
8
.
7
1
Peso
N
k
0
6
1
Fuerza centrífuga
Movimiento máximo cuando está llena 12.5 mm
Figura 11.1 Unidad de vibroflotación

272
La zona de compactación en torno a una sola sonda varía con el tipo de Vibroflot utiliza-
do. La zona cilíndrica de compactación tiene un radio de alrededor de 2 m para una unidad de
23 kW. Este radio se puede extender a aproximadamente 3 m para una unidad de 75 kW.
La compactación por vibroflotación se realiza con varias separaciones de la sonda, depen-
diendo de la zona de compactación. Esta separación se muestra en la figura 11.2. La capacidad
para la densificación exitosa en suelo in situ depende de varios factores, el más importante de
los cuales es la distribución de tamaño de grano del suelo y del tipo de relleno utilizado para
llenar los agujeros durante el periodo de retirada del Vibroflot. La gama de la distribución del
tamaño de grano del suelo in situ, marcada como zona 1 en la figura 11.3, es más adecuada para
la compactación por vibroflotación. Los suelos que contienen cantidades excesivas de arena fina
Figura 11.3 Rango efectivo de la distribución de tamaño de grano del suelo para vibroflotación
b. Excéntrico
N
k
2
.
1
Peso
m
m
8
3
Desplazamiento
m
m
0
1
6
Longitud
m
p
r
0
0
8
1
Aceleración
c. Bomba
m
6
.
1
–
0
Caudal de funcionamiento 3
/min
m
/
N
k
0
5
0
1
–
0
0
7
Presión 2
Figura 11.2 Separación de la sonda para vibroflotación
Separación
de la sonda
Zona de influencia
para cada sonda
Sistema unificado de clasificación de suelos
Tamaño de grano (mm)
100 10 1 0.1 0.01 0.001
Porcentaje
de
finos
0
100
20
40
60
80
Zona 1 Zona 2
Zona 3
Grava Arena gruesa Arena fina Limos y arcillas

11.5 Vibroﬂotación 273
y partículas de tamaño de limo son difíciles de compactar, y se requiere un gran esfuerzo para llegar
a la densidad relativa adecuada de compactación. La zona 2 en la figura 11.3 es el límite inferior
aproximado de la distribución de tamaño de grano para el que la compactación por vibroflotación
es eficaz. Depósitos de suelos cuya granulometría de distribución cae en la zona 3 contienen canti-
dades apreciables de grava. Para estos suelos el ritmo de penetración de la sonda puede ser lento y
resultar antieconómico en el largo plazo.
La distribución de tamaño de grano del material de relleno es un factor importante que
controla la velocidad de densificación. Brown (1977) ha definido una cantidad llamada número
aptitud para la calificación de relleno como
(11.3)
SN 1.7
B
3
(D50)2
1
(D20)2
1
(D10)2
donde D50, D20 y D10 son los diámetros (en mm) a través de los cuales pasa, respectivamente,
50%, 20% y 10% del material.
Cuanto menor es el valor de SN, más deseable es el material de relleno. A continuación se
presenta un sistema de clasificación de relleno propuesto por Brown:
Rango de SN
Calificación
como relleno
0–10 Excelente
10–20 Bueno
20–30 Razonable
30–50 Pobre
50 Inadecuado
Ejemplo 11.1
A continuación se presentan los detalles del material de relleno utilizado en un proyecto de
vibroflotación:
• D10 5 0.36 mm
• D20 5 0.52 mm
• D50 5 1.42 mm
Determine el número SN idóneo. ¿Cuál sería su recomendación como un material de relleno?
Solución
6.1
1.7
B
3
(1.42)2
1
(0.52)2
1
(0.36)2
SN 1.7
B
3
(D50)2
1
(D20)2
1
(D10)2
Calificación: Excelente

274
11.6 Compactación dinámica
La compactación dinámica es una técnica que ha ganado popularidad en Estados Unidos para la
densificación o compactación de depósitos de suelos granulares. Este proceso consiste princi-
palmente en dejar caer un gran peso en varias ocasiones en el suelo a intervalos regulares. El
peso del martillo utilizado varía en un rango de 80 a 360 kN, y la altura de la caída del martillo
varía entre 7.5 y 30.5 m. Las ondas de tensión generadas por el martillo al caer ayudan en la
densificación. El grado de compactación conseguido en un sitio determinado depende de los
siguientes tres factores:
1. Peso del martillo
2. Altura de la caída del martillo
3. Separación de los lugares en que cayó el martillo
Leonards, Cutter y Holtz (1980) sugirieron que la profundidad de influencia significativa
para la compactación se puede aproximar mediante el uso de la ecuación
(11.4)
D a1
2 b 2WHh
donde
D 5 profundidad significativa de densificación (m)
WH 5 peso que se deja caer (toneladas métricas)
h 5 altura de caída (m)
11.7 Blasting
La voladura o blasting es una técnica que se ha utilizado con éxito en muchos proyectos (Mit-
chell, 1970) para la densificación de los suelos granulares. Los tamaños de grano del suelo, en
general adecuados para la compactación por medio de granallado, son los mismos que aquellos
para la compactación por vibroflotación. El proceso implica la detonación de cargas explosivas,
tales como 60% de dinamita a cierta profundidad por debajo de la superficie del suelo en el sue-
lo saturado. La separación lateral de las cargas varía desde alrededor de 3 a 10 m. Generalmente
son necesarias de tres a cinco detonaciones exitosas para lograr la compactación deseada. La
compactación hasta una densidad relativa de casi el 80% y hasta una profundidad de aproxi-
madamente 20 m sobre un área grande se puede conseguir fácilmente mediante el uso de este
proceso. Por lo general, las cargas explosivas se colocan a una profundidad de alrededor de dos
tercios del espesor de la capa de suelo que se desea compactar.
11.8 Pre-compresión
Cuando capas de suelo arcilloso normalmente consolidado altamente compresible se encuen-
tran a una profundidad limitada y la consolidación de grandes asentamientos es esperada como
resultado de la construcción de grandes edificios, carreteras, diques o presas de tierra, la pre-
compresión del suelo puede ser utilizada para reducir al mínimo el asentamiento postconstrucción.
Los principios de pre-compresión se explican mejor en referencia a la figura 11.4. Aquí la carga
estructural propuesta por unidad de área ess(p) y el espesor de la capa de arcilla sometida a la

consolidación es H. El asentamiento máximo de la consolidación primaria causada por la carga
estructural, Sp, es entonces
(11.5)
Sp
Cc H
1 e0
log
s¿
o ¢s(p)
s¿
o
Tenga en cuenta que al final de la consolidación s¿ 5 s(p).
La relación asentamiento-tiempo bajo la carga estructural será como la que se muestra en
la figura 11.4b. Sin embargo, si se coloca en el suelo una sobrecarga de s(p) s(f), entonces
el asentamiento de la consolidación primaria, S(p f), será
(11.6)
S(p f )
Cc H
1 e0
log
s¿
o ¢s(p) ¢s( f )
s¿
o
Observe que al final de la consolidación,
¢s¿ ¢s(p) ¢s( f )
En la figura 11.4b también se muestra la relación asentamiento-tiempo bajo una sobrecarga de
s(p) s(f). Advierta que una solución total de Sp ocurriría en un tiempo t2, que es mucho
más corto que t1. Por lo tanto, si se aplica una sobrecarga temporal total de s(f) s(p) so-
bre la superficie del suelo para el tiempo t2, la solución será igual a Sp. En ese momento, si la
sobrecarga se retira y una estructura con una carga permanente por unidad de área de s(p) es
construida, no se producirá ningún asentamiento apreciable. El procedimiento que acabamos
de describir es de pre-compresión. Se puede aplicar la carga total s(p) s(f) mediante el uso de
rellenos temporales.
Figura 11.4 Principios de pre-compresión
(
s
s
s
Sobrecarga por
unidad de área
Sobrecarga
Nivel freático
Arena
Asentamiento
Arcilla
Arcilla
Arena
Tiempo
Tiempo
Arcilla

276
Deducción de las ecuaciones para obtener s(f ) y t2
La figura 11.4b muestra que bajo una sobrecarga de s(p) s(f) el grado de consolidación en
el tiempo t2 después de la aplicación de la carga es
(11.7)
U
Sp
S(p f )
La sustitución de las ecuaciones (11.5) y (11.6) en la ecuación (11.7) da como resultado
(11.8)
U
log c
s¿
o ¢s(p)
s¿
o
d
logc
s¿
o ¢s(p) ¢s( f )
s¿
o
d
logc1
¢s(p)
s¿
o
d
log e1
¢s(p)
s¿
o
c1
¢s( f )
¢s(p)
d f
La figura 11.5 da magnitudes de U para varias combinaciones de s(p)/ s¿o y s( f )/s(p).
El grado de consolidación referido en la ecuación (11.8) es en realidad el grado medio de con-
solidación en el tiempo t2, como se muestra en la figura 11.4. Sin embargo, si se utiliza el grado
medio de consolidación para determinar el tiempo t2, pueden surgir algunos problemas de cons-
trucción. La razón es que después de la eliminación de la sobrecarga y la colocación de la carga
estructural, la porción de arcilla cerca de la superficie de drenaje continuará abultándose y el
suelo cerca del plano medio seguirá asentándose (figura 11.6). En algunos casos, podría resultar
un asentamiento neto continuo. Un enfoque conservador puede resolver este problema, es decir,
Figura 11.5 Gráfica de U contra s(f)/s(p) para varios valores de s(p) /s¿ (ecuación 11.8)
30
40
50
60
70
80
90
100
U(%)
s⬘
o
Δs(p)
8.0
5.0
3.0
2.0
1.4
1.0
0.5
0.1
0.3
6.0
4.0
10.0
0 0.2 0.4 0.6 0.8 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0
Δs(p)
Δs( f)

suponer que U en la ecuación (11.8) es el plano medio del grado de consolidación (Johnson,
1970). Ahora, a partir de las ecuaciones (9.38) y (9.39), tenemos

(11.9)
U f(Tv)
donde
Tv 5 factor de tiempo 5 cvt2/H2
dr
cv 5 coeficiente de consolidación
t2 5 tiempo
Hdr 5 ruta de drenaje máximo (H/2 para el drenaje de dos vías y H para el drenaje de un
solo sentido)
La variación de U (nivel plano medio de la consolidación) con Tv se muestra en la figura 11.7.
Procedimiento para la obtención de los parámetros de pre-compresión
Los ingenieros pueden encontrarse con dos problemas durante el trabajo de pre-compresión en
el campo:
1. El valor de ⌬s( f ) es conocido, pero t2 debe ser obtenido. En tal caso, obtener s¿o y ⌬s(p)
y resolver para U usando la ecuación (11.8) o la figura 11.5. Para este valor de U, obtenga
Tv de la figura 11.7. Entonces
(11.10)
t2
TvH2
dr
cv
2. Para un valor determinado de t2, se debe obtener ⌬s(f). En tal caso, calcular Tv.
A continuación, consulte la figura 11.7 para obtener el plano medio del grado de
consolidación, U. Con el valor estimado de U, vaya a la figura 11.5 para encontrar el
⌬s(f)/⌬s(p) necesario y luego calcule ⌬s(f).
Figura 11.6
H
H/2
Arcilla
100 %
Plano medio
Grado de consolidación
Grado de
consolidación
(decreciente)
Arena
Arena
Profundidad
H/2
Uprom

278
Ejemplo 11.2
Durante la construcción de un puente de carretera se espera que la carga permanente promedio
en la capa de arcilla aumente en cerca de 115 kN/m2. La presión de sobrecarga efectiva prome-
dio en el medio de la capa de arcilla es de 210 kN/m2. Aquí, H 5 6 m, Cc 5 0.28, e0 5 0.9 y
cv 5 0.36 m2/mo. La arcilla está normalmente consolidada.
a. Determine el asentamiento de la consolidación primaria total del puente sin compresión
previa.
b. ¿Cuál es la sobrecarga, ⌬s(f), necesaria para eliminar por compresión previa el asenta-
miento de la consolidación primaria completa en 9 meses?
Solución
Inciso a
El asentamiento total de la consolidación primaria se calcula a partir de la ecuación 11.5:
Inciso b
.
cv 0.36 m2
/mo
Tv
cvt2
H2
dr
0.1677 m 167.7 mm
Sp
CcH
1 e0
log c
s¿
o ¢s(p)
s¿
o
d
(0.28)(6)
1 0.9
log c
210 115
210
d
100
0.1 0.3 1.0
Tv
Grado
de
consolidación,
U
(%)
90
80
70
60
50
40
30
20
10
0
Figura 11.7 Parcela de grado plano medio de la consolidación contra Tv

(drenaje de dos vías)
Por lo tanto,
Tv
(0.36)(9)
32
0.36
t2 9 mo.
Hdr 3 m
De acuerdo con la figura 11.7, para Tv 5 0.36, el valor de U es 47%. Ahora
Entonces
¢s(p)
s¿
o
115
210
0.548
s¿
o 210 kN/m2
¢s(p) 115 kN/m2
De acuerdo con la figura 11.5, para U 5 47% y ⌬s(p)/s¿o 5 0.548, ⌬s(f)/ ⌬s(p) 1.8. Por
lo tanto
¢s( f) (1.8)(115) 207 kN/m2
11.9 Drenes de arena
El uso de drenes de arena es otra manera de acelerar el asentamiento de la consolidación de
las capas de arcilla blanda normalmente consolidadas y lograr la pre-compresión antes de la
construcción de los cimientos. Los drenes de arena se construyen mediante la perforación de
agujeros en la(s) capa(s) de arcilla en campo a intervalos regulares. Los orificios están rellenados
con arena altamente permeable (véase la figura 11.8a), y luego se aplica una sobrecarga en la su-
perficie del suelo. Esta sobrecarga aumenta la presión de poros en la arcilla. El exceso de presión
de poros en la arcilla se disipa por el drenaje, tanto vertical como radialmente, a los drenes de
arena, lo que acelera el asentamiento de la capa de arcilla.
Observe que el radio de los drenes de arena es rw (figura 11.8a). La figura 11.8b también
muestra el plan de la disposición de los drenes de arena. La zona efectiva de la que se dirige el dre-
naje radial hacia un drenaje de arena dada es aproximadamente cilíndrica, con un diámetro de de.
Para determinar la sobrecarga que necesita ser aplicada en la superficie del suelo y el
tiempo que debe mantenerse consulte la figura 11.4, y use la ecuación correspondiente (ecua-
ción 11.8):
(11.11)
Uv,r
logc 1
¢s(p)
s¿
o
d
loge1
¢s(p)
s¿
o
c1
¢s( f )
¢s(p)
d f
Las notaciones ⌬s(p), s¿o y ⌬s(f) son las mismas que las utilizadas en la ecuación (11.8).
Sin embargo, a diferencia de la ecuación (11.8), el lado izquierdo de la ecuación (11.11) es el

280
grado promedio de consolidación en lugar del grado de consolidación en el plano medio. Tanto
el drenaje radial como el vertical contribuyen al grado medio de consolidación. Si Uv,r puede
ser determinado para cualquier tiempo t2 (véase la figura 11.4b), entonces la sobrecarga total
de Δs(f) ⫹ ⌬s(p) puede ser fácilmente obtenida a partir de la figura 11.5. El procedimiento para
determinar el grado promedio de consolidación (Uv,r) se da en las siguientes secciones.
Grado promedio de consolidación debido sólo al drenaje radial
La teoría para la consolidación de deformación igual debida sólo al drenaje radial (sin ninguna
mancha) fue desarrollado por Barron (1948). La teoría se basa en la suposición de que no hay
drenaje en la dirección vertical. De acuerdo con esta teoría,
(11.12)
Ur 1 exp a
8Tr
m
b
Figura 11.8 Drenes de arena
Surcharge
Surcharge
Sand
Sand
Sand
Sand
(a) Section
(a) Section
H
H
Groundwater
Groundwater
table
table
Sobrecarga
Arena
Dren de
Dren de
arena
arena
Dren de
arena
Capa de
Capa de
arcilla
arcilla
Drenaje
Drenaje
radial
radial
Drenaje vertical
Drenaje vertical
Arena
(a) Sección
(b) Plan
H
Nivel
Nivel
freático
freático
Nivel
freático
de
Capa de
arcilla
Drenaje vertical
Drenaje
radial
Drenaje
Drenaje
radial
radial
Drenaje
radial
Dren
Dren
de arena,
de arena,
radio =
radio =r
rw
w
Dren
de arena,
radio =rw
Dren
Dren
de arena,
de arena,
radio =
radio =rw
Dren
de arena,
radio =rw
Drenaje vertical
Drenaje vertical
Drenaje vertical

donde Ur 5 grado promedio de consolidación debido sólo al drenaje radial
(11.13)
(11.14)
n
de
2rw
m a
n2
n2
1
b ln(n)
3n2
1
4n2
Tr 5 factor adimensional de tiempo sólo para el drenaje radial
(11.15)
cvrt2
d2
e
cvr 5 coeficiente de consolidación para drenaje radial
(11.16)
kh
c
¢e
¢s¿(1 eprom)
dgw
Tabla 11.4 Solución para el drenaje radial
5 10 15 20 25
0 0 0 0 0 0
1 0.0012 0.0020 0.0025 0.0028 0.0031
2 0.0024 0.0040 0.0050 0.0057 0.0063
3 0.0036 0.0060 0.0075 0.0086 0.0094
4 0.0048 0.0081 0.0101 0.0115 0.0126
5 0.0060 0.0101 0.0126 0.0145 0.0159
6 0.0072 0.0122 0.0153 0.0174 0.0191
7 0.0085 0.0143 0.0179 0.0205 0.0225
8 0.0098 0.0165 0.0206 0.0235 0.0258
9 0.0110 0.0186 0.0232 0.0266 0.0292
10 0.0123 0.0208 0.0260 0.0297 0.0326
11 0.0136 0.0230 0.0287 0.0328 0.0360
12 0.0150 0.0252 0.0315 0.0360 0.0395
13 0.0163 0.0275 0.0343 0.0392 0.0431
14 0.0177 0.0298 0.0372 0.0425 0.0467
15 0.0190 0.0321 0.0401 0.0458 0.0503
16 0.0204 0.0344 0.0430 0.0491 0.0539
17 0.0218 0.0368 0.0459 0.0525 0.0576
18 0.0232 0.0392 0.0489 0.0559 0.0614
19 0.0247 0.0416 0.0519 0.0594 0.0652
20 0.0261 0.0440 0.0550 0.0629 0.0690
21 0.0276 0.0465 0.0581 0.0664 0.0729
22 0.0291 0.0490 0.0612 0.0700 0.0769
23 0.0306 0.0516 0.0644 0.0736 0.0808
24 0.0321 0.0541 0.0676 0.0773 0.0849
25 0.0337 0.0568 0.0709 0.0811 0.0890
Grado de
consolidación,
Ur(%)
Factor de tiempo, Tr, para valores de n
(continúa)

282
26 0.0353 0.0594 0.0742 0.0848 0.0931
27 0.0368 0.0621 0.0776 0.0887 0.0973
28 0.0385 0.0648 0.0810 0.0926 0.1016
29 0.0401 0.0676 0.0844 0.0965 0.1059
30 0.0418 0.0704 0.0879 0.1005 0.1103
31 0.0434 0.0732 0.0914 0.1045 0.1148
32 0.0452 0.0761 0.0950 0.1087 0.1193
33 0.0469 0.0790 0.0987 0.1128 0.1239
34 0.0486 0.0820 0.1024 0.1171 0.1285
35 0.0504 0.0850 0.1062 0.1214 0.1332
36 0.0522 0.0881 0.1100 0.1257 0.1380
37 0.0541 0.0912 0.1139 0.1302 0.1429
38 0.0560 0.0943 0.1178 0.1347 0.1479
39 0.0579 0.0975 0.1218 0.1393 0.1529
40 0.0598 0,1008 0.1259 0.1439 0.1580
41 0.0618 0.1041 0.1300 0.1487 0.1632
42 0.0638 0,1075 0.1342 0.1535 0.1685
43 0.0658 0.1109 0.1385 0.1584 0.1739
44 0.0679 0.1144 0.1429 0.1634 0.1793
45 0.0700 0.1180 0.1473 0.1684 0.1849
46 0.0721 0.1216 0.1518 0.1736 0.1906
47 0.0743 0.1253 0.1564 0.1789 0.1964
48 0.0766 0.1290 0.1611 0.1842 0.2023
49 0.0788 0.1329 0.1659 0.1897 0.2083
50 0.0811 0.1368 0.1708 0.1953 0.2144
51 0.0835 0.1407 0.1758 0.2020 0.2206
52 0.0859 0.1448 0.1809 0.2068 0.2270
53 0.0884 0.1490 0.1860 0.2127 0.2335
54 0.0909 0.1532 0.1913 0.2188 0.2402
55 0.0935 0.1575 0.1968 0.2250 0.2470
56 0.0961 0.1620 0.2023 0.2313 0.2539
57 0.0988 0.1665 0.2080 0.2378 0.2610
58 0.1016 0.1712 0.2138 0.2444 0.2683
59 0.1044 0.1759 0.2197 0.2512 0.2758
60 0.1073 0.1808 0.2258 0.2582 0.2834
61 0.1102 0.1858 0.2320 0.2653 0.2912
62 0.1133 0.1909 0.2384 0.2726 0.2993
63 0.1164 0.1962 0.2450 0.2801 0.3075
64 0.1196 0.2016 0.2517 0.2878 0.3160
65 0.1229 0.2071 0.2587 0.2958 0.3247
66 0.1263 0.2128 0.2658 0.3039 0.3337
67 0.1298 0.2187 0.2732 0.3124 0.3429
68 0.1334 0.2248 0.2808 0.3210 0.3524
69 0.1371 0.2311 0.2886 0.3300 0.3623
70 0.1409 0.2375 0.2967 0.3392 0.3724
71 0.1449 0.2442 0.3050 0.3488 0.3829
72 0.1490 0.2512 0.3134 0.3586 0.3937
Tabla 11.4 Solución para el drenaje radial (continuación)
5 10 15 20 25
Grado de
consolidación,
Ur (%)
Factor de tiempo, Tr , para valores de n

Note que la ecuación (11.16) es similar a la definida en la ecuación (9.37). En ésta, k es
la conductividad hidráulica en la dirección vertical de la capa de arcilla. En la ecuación (11.16)
k se sustituye por kh, la conductividad hidráulica para el flujo en la dirección horizontal. En
algunos casos, kh puede suponerse igual a k; sin embargo, para los suelos como la arcilla var-
ved, kh ⬎ k. En la tabla 11.4 se da la variación de Ur con Tr para diversos valores de n.
Grado promedio de consolidación debido sólo al drenaje vertical
El grado promedio de consolidación debido sólo al drenaje vertical se puede obtener a partir de
las ecuaciones (9.42) y (9.43), o de la tabla 9.3:
(11.17)
y
(11.18)
Tv 1.781 0.933 log(100 Uv%) para Uv 60%
Tv
p
4
c
Uv%
100
d para Uv 0% a 60%
donde
Uv 5 grado promedio de consolidación debido sólo al drenaje vertical
Tabla 11.4 Solución para el drenaje radial (continuación)
5 10 15 20 25
73 0.1533 0.2583 0.3226 0.3689 0.4050
74 0.1577 0.2658 0.3319 0.3795 0.4167
75 0.1623 0.2735 0.3416 0.3906 0.4288
76 0.1671 0.2816 0.3517 0.4021 0.4414
77 0.1720 0.2900 0.3621 0.4141 0.4546
78 0.1773 0.2988 0.3731 0.4266 0.4683
79 0.1827 0.3079 0.3846 0.4397 0.4827
80 0.1884 0.3175 0.3966 0.4534 0.4978
81 0.1944 0.3277 0.4090 0.4679 0.5137
82 0.2007 0.3383 0.4225 0.4831 0.5304
83 0.2074 0.3496 0.4366 0.4922 0.5481
84 0.2146 0.3616 0.4516 0.5163 0.5668
85 0.2221 0.3743 0.4675 0.5345 0.5868
86 0.2302 0.3879 0.4845 0.5539 0.6081
87 0.2388 0.4025 0.5027 0.5748 0.6311
88 0.2482 0.4183 0.5225 0.5974 0.6558
89 0.2584 0.4355 0.5439 0.6219 0.6827
90 0.2696 0.4543 0.5674 0.6487 0.7122
91 0.2819 0.4751 0.5933 0.6784 0.7448
92 0.2957 0.4983 0.6224 0.7116 0.7812
93 0.3113 0.5247 0.6553 0.7492 0.8225
94 0.3293 0.5551 0.6932 0.7927 0.8702
95 0.3507 0.5910 0.7382 0.8440 0.9266
96 0.3768 0.6351 0.7932 0.9069 0.9956
97 0.4105 0.6918 0.8640 0.9879 1.0846
98 0.4580 0.7718 0.9640 1.1022 1.2100
99 0.5391 0.9086 1.1347 1.2974 1.4244
Grado de
consolidación,
Ur (%)
Factor de tiempo, Tr, para valores de n

284
Tv (11.19)
cvt2
H2
dr
cv 5 coeficiente de consolidación para drenaje vertical
Grado promedio de consolidación debido a drenaje vertical y radial
Para una sobrecarga dada y una duración t2, el grado promedio de consolidación debido al dre-
naje en las direcciones vertical y radial es
(11.20)
Uv,r 1 (1 Ur)(1 Uv)
Ejemplo 11.3
Retomemos el inciso b del ejemplo 11.2, con la adición de algunos drenes de arena. Supon-
gamos que rw 5 0.1 m, de 5 3 m, cv 5 cvr y la sobrecarga se aplica instantáneamente. (Ver
figura 11.4a). Supongamos también que éste es un caso sin mancha.
Solución
Inciso a
La consolidación total de la consolidación primaria será 167.7 mm, como antes.
Inciso b
A partir del ejemplo 11.2, Tv 5 0.36. Usando la ecuación (11.17), obtenemos
o
Además,
De nuevo,
Tr
cvrt2
d2
e
(0.36)(9)
(3)2
0.36
n
de
2rw
3
2 0.1
15
Uv
B
4Tv
p
100
B
(4)(0.36)
p
100 67.7%
Tv
p
4
c
Uv(%)
100
d
2
De la tabla 11.4, para n 5 15 y Tr 5 0.36, el valor de Ur es aproximadamente 77%. Por lo tanto,
Uv,r 1 (1 Uv)(1 Ur) 1 (1 0.67)(1 0.77)
0.924 92.4%
Ahora, de la figura 11.5, para 0.548
¢s(p)
s¿
o
y Uv,r 5 92.4%, el valor de
0.12.
¢s( f )
¢s(p)
Por lo tanto,
(f ) (115)(0.12) 13.8 kN/m2

Problemas 285
11.10 Resumen
En este capítulo han sido discutidos algunos aspectos de la estabilización química y mecánica
de suelos. A continuación, un breve resumen de los temas tratados:
1. La estabilización química es la aplicación de aditivos químicos, tales como cal, cemento
y cenizas volantes, al suelo arcilloso para reducir su plasticidad, dilatación y potencial de
contracción, lo que lo hace más manejable en campo.
2. Cuando se añade cal a los suelos arcillosos, tienen lugar dos reacciones químicas
puzzolánicas. Éstas son de intercambio catiónico y de floculación y aglomeración.
3. La estabilización con cemento es eficaz en suelos arcillosos con límite líquido inferior a
aproximadamente 50 e índice de plasticidad inferior a aproximadamente 25.
4. La vibroflotación es una técnica para densificar las capas gruesas de depósitos de suelos
granulares sueltos por medio de una unidad vibratoria. El número de idoneidad (SN) es
una función del tamaño de grano, es decir, D50, D30 y D10. Cuanto menor sea el valor de
SN, mejor es la calificación de relleno.
5. La densificación de los depósitos granulares también puede ser hecha por compactación
dinámica y voladura.
6. La pre-compresión es una técnica por la que el asentamiento de consolidación mayor de
capas de arcilla se elimina mediante la carga previa.
7. Se pueden utilizar drenes de arena además de la pre-compresión para acelerar el
asentamiento de consolidación de las capas de arcilla blanda.
Problemas
11.1 A continuación se presentan los resultados para el material de relleno utilizado en un
proyecto de vibroflotación:
D10 5 0.11 mm
D20 5 0.19 mm
D50 5 1.3 mm
Determine el número de la estabilidad, SN. ¿Cuál sería su recomendación como relleno?
11.2 Para una prueba de compactación dinámica: peso de martillo 5 15 ton, altura de la caída 5
12 m. Determine la profundidad de influencia significativa para la compactación D en
metros.
11.3 Consulte la figura 11.4. Para la construcción de un aeropuerto se requiere una gran
operación de llenado. Para el trabajo, la carga media permanente ⌬s(p) en la capa de
arcilla se incrementará en 70 kN/m2. La presión de sobrecarga efectiva promedio
de la capa de arcilla antes de la operación de llenado es de 95 kN/m2. Para la capa de
arcilla, que es normalmente consolidada y se drena en la parte superior e inferior,
H 5 5 m, Cc 5 0.24, e0 5 0.81 y cv 5 0.44 m2/mo.
a. Determine la solución de consolidación primaria de la capa de arcilla causada por la
carga permanente adicional, ⌬s(p).
b. ¿Cuál es el tiempo requerido para el 90% de asentamiento de consolidación primaria
sólo bajo la carga permanente adicional?
c. ¿Qué sobrecarga temporal, ⌬s(f), será necesaria para eliminar todo el asentamiento
de consolidación primaria en 6 meses por la técnica de compresión previa?

286
11.4 Repita el inciso (c) del problema 11.3 para un tiempo de eliminación del asentamiento de
consolidación primaria en 7 meses.
11.5 En la figura 11.8 se muestra el diagrama de un drenaje de arena. Si rw 5 0.3 m, de 5 6 m,
cv 5 cvr 5 0.28 m2/mo y H 5 8.4 m, determine el grado de consolidación causado sólo por
el dren de arena después de 7 meses de la aplicación de la sobrecarga.
11.6 Estime el grado de consolidación de la capa de arcilla descrito en el problema 11.5 que es
causado por la combinación de drenaje vertical (drenado en la parte superior e inferior) y el
drenaje radial después de 7 meses de la aplicación de la sobrecarga.
11.7 Una capa de arcilla de 4 m de espesor se drena en las partes superior e inferior. Sus
características son cvr 5 cv (para drenaje vertical) 5 0.0039 m2/día, rw 5 200 mm y
de 5 2 m. Estime el grado de consolidación de la capa de arcilla causada por la combinación
de drenaje vertical y radial en t 5 0.2, 0.4, 0.8 y 1 año.
Referencias
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Society of Civil Engineers, Vol. 113, 718–754.
Brown, E. (1977). “Vibroflotation Compaction of Cohesionless Soils,” Journal of the Geotechnical
Engineering Division, ASCE, Vol. 103, No. GT12, 1437–1451.
Johnson, S. J. (1970). “Precompression for Improving Foundation Soils,” Journal of the Soil Mechanics
and Foundations Division, American Society of Civil Engineers, Vol. 96, No. SM1, 114–144.
Leonards, G. A., Cutter, W. A., and Holtz, R. D. (1980). “Dynamic Compaction of Granular Soils,”
Journal of the Geotechnical Engineering Division, ASCE, Vol. 106, No. GT1, 35–44.
Mitchell, J. K. (1970). “In-Place Treatment of Foundation Soils,” Journal of the Soil Mechanics and
Foundations Division, American Society of Civil Engineers, Vol. 96, No. SM1, 73–110.
Mitchell, J. K., and FREITAG, D. R. (1959). “A Review and Evaluation of Soil–Cement Pavements,”
Journal of the Soil Mechanics and Foundations Division, American Society of Civil Engineers, Vol.
85, No. SM6, 49–73.
Thompson, M. R. (1967). Bulletin 492, Factors Influencing the Plasticity and Strength of Lime-Soil
Mixtures, Engineering Experiment Station, University of Illinois.
Thompson, M. R. (1966). “Shear Strength and Elastic Properties of Lime-Soil Mixtures,” Highway
Research Record 139, National Research Council, Washington, D.C., 1–14.
Transportation Research Board (1987). Lime Stabilization: Reactions, Properties, Design and
Construction, National Research Council, Washington, D.C.
Tullock, W. S., II, Hudson, W. R., and Kennedy, T. W. (1970). Evaluation and Prediction of the Tensile
Properties of Lime-Treated Materials, Research Report 98-5, Center for Highway Research,
University of Texas, Austin, Texas.

12.1 Introducción
El proceso de identificación de las capas de depósitos que subyacen a una estructura propuesta
y sus características físicas se refiere generalmente como exploración del subsuelo. El propósito
de la exploración del subsuelo es obtener información que ayudará al ingeniero en geotecnia en
las siguientes tareas:
1. Selección del tipo y la profundidad de la base adecuada para una estructura dada.
2. Evaluación de la capacidad de carga de la cimentación.
3. Estimación del asentamiento probable de una estructura.
4. Determinación de los problemas potenciales de cimentación (por ejemplo, suelo
expansivo, suelo colapsable, rellenos sanitarios, y así sucesivamente).
5. Determinación de la ubicación del nivel freático.
6. Predicción de la presión latseral de tierra sobre estructuras tales como muros de
contención, pilotes y cortes apuntalados.
7. Establecimiento de métodos de construcción para condiciones cambiantes del subsuelo.
La exploración del subsuelo también es necesaria para la construcción subterránea y la excava-
ción. Esto puede ser necesario cuando se contemplan adiciones o modificaciones a las estructu-
ras existentes. En este capítulo vamos a discutir lo siguiente con más detalle:
• Planificación de exploraciones del subsuelo;
• Métodos de perforación exploratoria en campo;
• Recolección de muestras de suelo y la observación del nivel freático;
• Pruebas in situ para la determinación de las propiedades geotécnicas;
• Extracción de rocas, y
• Exploración geofísica en campo.
Los datos recopilados de las actividades antes mencionadas ayudarán a los ingenieros a evaluar
el subsuelo en un sitio determinado para un proyecto particular que dará lugar a un diseño se-
guro de la(s) cimentación(es).
C A P Í T U L O 12
Exploración del subsuelo
287

Capítulo 12: Exploración del subsuelo
288
12.2 Programa de exploración del subsuelo
La exploración del subsuelo consta de varios pasos, incluidos la recopilación de información
preliminar, el reconocimiento y la investigación del sitio.
Recopilación de la información preliminar
Debe obtenerse la información sobre el tipo de estructura que se construirá y su uso general.
Para la construcción de edificios, las cargas de columnas aproximadas y su separación y el sóta-
no, deben conocerse los requisitos del código de construcción local. La construcción de puentes
requiere determinar la longitud del tramo y la carga de pilas y estribos.
Una idea general de la topografía y el tipo de suelo que se encuentran cerca y alrededor del
sitio propuesto se puede obtener a partir de las siguientes fuentes (en el caso de Estados Unidos):
1. Mapas del Servicio Geológico.
2. Mapas geológicos del gobierno estatal.
3. Reportes de suelos del condado del Departamento de Agricultura y Servicio de
Conservación del Suelo.
4. Mapas agrícolas publicados por los departamentos de agricultura de varios estados.
5. Información hidrológica publicada, incluyendo los registros de caudales, niveles altos de
inundación, registros de marea, etcétera.
6. Manuales de suelos publicados por el Departamento de Carreteras de varios estados.
La información obtenida de estas fuentes puede ser muy útil para la planificación de una investi-
gación sobre el terreno. En algunos casos se obtienen ahorros sustanciales mediante la previsión
de los problemas que se pueden encontrar más adelante en el programa de exploración.
Reconocimiento
El ingeniero siempre debe realizar una inspección visual del sitio para obtener información
acerca de estas características:
1. Topografía general del sitio y posible existencia de zanjas de drenaje, los tiraderos de
escombros abandonados y otros materiales. Además, la evidencia de deslizamiento
de las laderas y profundidad, y amplias grietas de contracción a intervalos regularmente
espaciados puede ser indicativo de suelos expansivos.
2. Estratificación del suelo de los cortes profundos, como los realizados para la construcción
de carreteras y vías férreas cercanas.
3. Tipo de vegetación en el sitio, que puede indicar la naturaleza del suelo. Por ejemplo,
una cubierta de mezquite en el centro de Texas puede indicar la existencia de arcillas
expansivas que pueden causar posibles problemas de cimentación.
4. Marcas de agua alta en los edificios cercanos y pilares de puente.
5. Niveles de aguas subterráneas, que pueden determinarse mediante la verificación de los
pozos cercanos.
6. Tipos de construcción cercana y existencia de grietas en las paredes u otros problemas.
La naturaleza de la estratificación y las propiedades físicas del suelo en las inmediaciones tam-
bién se pueden obtener a partir de los informes de exploración del suelo disponibles para las
estructuras existentes cercanas.
Investigación del sitio
La fase de investigación del sitio del programa de exploración consiste en la planificación, el
barrenado de prueba y la recolección de muestras de suelo a intervalos deseados para la obser-
vación posterior y pruebas de laboratorio. La profundidad mínima requerida aproximada de las

perforaciones debe ser predeterminada; sin embargo, la profundidad se puede cambiar durante
la operación de perforación, dependiendo del subsuelo encontrado. Para determinar la profun-
didad mínima aproximada de perforación para cimentaciones, los ingenieros pueden utilizar las
reglas establecidas por la Sociedad Americana de Ingenieros Civiles (1972):
1. Determinar el aumento neto del esfuerzo, Δs, bajo una cimentación con la profundidad,
como se muestra en la figura 12.1. (Las ecuaciones generales para la estimación de
aumento del esfuerzo se proporcionan en el capítulo 8.)
2. Estimar la variación del esfuerzo efectivo vertical, s¿
o, con la profundidad.
3. Determinar la profundidad, D ⫽ D1, en que el aumento del esfuerzo Δs es igual a 1/10 q
(q ⫽ esfuerzo neto estimado sobre la cimentación).
4. Determinar la profundidad, D ⫽ D2, en la que Δs/s¿
o ⫽ 0.05.
5. A menos que se encuentre lecho de roca, la más pequeña de las dos profundidades, D1 y
D2, se determinará como la profundidad mínima aproximada requerida de perforación.
Si se utilizan las reglas anteriores, las profundidades de perforación para un edificio con
una anchura de 30 m serán aproximadamente como se enlistan en la tabla 12.1, de acuerdo
con Sowers y Sowers (1970). Para los hospitales y edificios de oficinas también se utiliza la
siguiente regla para determinar la profundidad de perforación:
Db 3S0.7
Db 6S0.7
12.1)
12.2)
(
(
(para el acero pesado o edificios anchos de concreto)
(para acero ligero o edificios estrechos de concreto)
Figura 12.1 Determinación de la profundidad mínima de perforación
Tabla 12.1 Profundidades de perforación aproximadas
para edificios con una anchura de 30 m
5
.
3
1
6
2
0
1
3
6
1
4
4
2
5
Núm. de pisos
Profundidad de
perforación (m)

290
donde
Db ⫽ profundidad de perforación (m)
S ⫽ número de perforaciones
Cuando se prevén excavaciones profundas, la profundidad de perforación debe ser al menos 1.5
veces la profundidad de la excavación.
A veces las condiciones del subsuelo requieren que la carga de cimentación sea transmi-
tida a la roca madre. La profundidad mínima de la perforación central en el lecho de roca es de
unos 3 m. Si la cimentación es irregular o degradada, las perforaciones centrales pueden tener
que ser más profundas.
No hay reglas muy estrictas para el espaciamiento de los barrenos. La tabla 12.2 ofrece
algunas pautas generales. La separación puede ser aumentada o disminuida, dependiendo de la
condición del subsuelo. Si varios estratos del suelo son más o menos uniformes y predecibles
se necesitan menos barrenos que en estratos de suelo no homogéneos.
El ingeniero también debe tener en cuenta el costo final de la estructura cuando toma las
decisiones con respecto a la extensión de la exploración de campo. El costo de exploración debe
ser generalmente 0.1% a 0.5% del costo de la estructura.
12.3 Perforaciones exploratorias en campo
Los barrenos en el suelo se pueden hacer por varios métodos, incluyendo la perforación con
barrena, por lavado, la perforación por percusión y el sondeo rotatorio.
La perforación con barrena es el método más simple de hacer perforaciones exploratorias.
La figura 12.2 muestra dos tipos de barrenas manuales: la barrena de agujeros para poste y la
barrena helicoidal. No se pueden utilizar barrenas manuales para perforar agujeros a profundida-
des superiores a 3-5 m; sin embargo, se pueden usar para el trabajo de exploración del suelo para
algunas carreteras y estructuras pequeñas. Para hacer perforaciones profundas están disponibles
barrenas helicoidales portátiles de motor (de 30 a 75 mm de diámetro). Las muestras de suelo
obtenidas a partir de dichas perforaciones están muy alteradas. En algunos suelos no cohesivos o
suelos con baja cohesión las paredes de los pozos no se sostendrán sin apoyo. En tales circunstan-
cias se utiliza un tubo de metal como carcasa para evitar que el suelo se derrumbe.
Cuando la energía eléctrica está disponible, las barrenas de raspado continuo son, probable-
mente, el método más común utilizado para la perforación de un pozo de sondeo. El poder para la
perforación es entregado por camiones o tractores montados sobre plataformas de perforación. Con
este método se pueden hacer fácilmente perforaciones de hasta aproximadamente 60-70 m. Las ba-
rrenas de raspado continuo están disponibles en secciones de alrededor de 1-2 m, ya sea con un vás-
tago sólido o hueco.Algunas de las barrenas sólidas utilizadas tienen diámetros exteriores de 67 mm,
Tabla 12.2 Espaciamiento aproximado entre perforaciones
Separación (m)
Tipo de proyecto
Edificio de varios niveles
Instalaciones industriales de una sola planta
Carreteras
Subdivisión residencial
Presas y diques
0
3
–
0
1
0
0
5
–
0
5
2
0
8
–
0
4
20–60
250–500

12.3 Perforaciones exploratorias en campo 291
83 mm, 102 mm y 114 mm. Las barrenas huecas disponibles comercialmente tienen dimensiones
de 64 mm de diámetro interior (ID) y 158 mm de diámetro exterior (OD), 70 mm de diámetro
interior y 178 mm de diámetro exterior, 76 mm de diámetro interior y 203 mm de diámetro exterior
y 83 mm de diámetro interior y 229 mm de diámetro exterior.
La punta de la barrena está unida a una cabeza cortadora. Durante la operación de perfo-
ración (figura 12.3), sección tras sección pueden ser añadidas a la barrena y prolongar el agujero
hacia abajo. La hélice de la barrena lleva la tierra suelta desde la parte inferior del pozo a la
superficie. El perforador puede detectar cambios en el tipo de suelo al observar los cambios en
la velocidad y el sonido de la perforación. Cuando se utilizan barrenas sólidas, éstas deben ser
retiradas en intervalos regulares para obtener muestras de suelo y también para llevar a cabo
otras operaciones, como pruebas de penetración estándar. Las barrenas huecas tienen una clara
ventaja sobre las sólidas, ya que no tienen que ser retiradas con frecuencia para el muestreo u
otras pruebas. Como se muestra esquemáticamente (figura 12.4), el exterior de la barrena hueca
actúa como una carcasa.
El sistema de la barrena hueca incluye lo siguiente:
Componente externo: (a) las secciones huecas de la barrena, (b) la barrena de
cabeza hueca y (c) la cabeza de accionamiento
Componente interno: (a) el conjunto de la guía, (b) la columna de la barra central
y (c) del adaptador de barra a la cabeza
La cabeza de la barrena contiene dientes de carburo remplazables. Durante la perforación, si se
colectan muestras de suelo a una cierta profundidad, se retira el conjunto de la guía y la barra
central, y a continuación se inserta el tomador de muestras de suelo a través del vástago hueco
de la columna de la barrena.
La perforación por lavado es otro método de perforación de pozos de sondeo. En este mé-
todo, una carcasa alrededor de 2-3 m de largo está enterrada en el suelo. A continuación se retira
el suelo del interior de la carcasa, utilizando una punta de corte unida a una varilla de perforación.
Figura 12.2 Herramientas manuales: (a) taladro de agujeros para poste; (b) taladro helicoidal

292
El agua es inyectada a través de la varilla de perforación y sale a una velocidad muy alta a través
de los agujeros en la parte inferior de la broca de corte. El agua y las partículas desmenuzadas de
suelo se elevan por el agujero de perforación y se vierten en la parte superior de la carcasa a través
de una conexión en T. El agua de lavado se recoge en un recipiente. La carcasa se puede ampliar
con piezas adicionales a medida que progresa la perforación; sin embargo, esto no es necesario
si el pozo se mantiene abierto y no se derrumba.
La perforación rotatoria es un procedimiento por el cual las barrenas de perforación giran
rápidamente, unidas a la parte inferior de las barras de perforación cortan y trituran el suelo y
avanzan en el pozo de sondeo. Este procedimiento se puede utilizar en arena, arcilla y roca (a
menos que esté muy fisurada). Agua, o lodo de perforación, es inyectada hacia abajo por las
varillas de perforación y el flujo de retorno lleva los recortes a la superficie. Con esta técnica se
pueden hacer fácilmente perforaciones con diámetros de 50-200 mm. El lodo de perforación es
una lechada de agua y bentonita. En general, la perforación rotatoria se utiliza cuando es proba-
ble que el suelo encontrado se desmorone. Cuando se necesitan muestras de suelo, la varilla de
perforación se eleva y la cabeza de corte se sustituye por un muestreador.
Adaptador de
barra a cabeza
Conector de tornillo
Sección de la barrena
de vástago hueco
Barra central
Conjunto de la guía
Conector de tornillo
Diente de carburo
remplazable
Cabeza de
la barrena
Cabeza central
Cabeza de
accionamiento
Figura 12.3 Perforación con barrenas de raspado
continuo (Cortesía de Danny R. Anderson, PE de
Professional Service Industries, Inc., El Paso, Texas)
Figura 12.4 Componentes de la barrena hueca (Reproducido
con permiso de Annual Book of ASTM Standards, 2003,
derechos reservados ASTM International, 100 Barr Harbor
Drive, West Conshohocken, PA, 19428)

La perforación por percusión es un método alternativo de avance de un pozo de sondeo,
en particular a través del suelo y rocas duras. Una pesada barrena de perforación se sube y se
baja para cortar el suelo duro. Las partículas del suelo picadas son atrapadas por la circulación
de agua. La perforación por percusión puede requerir una carcasa.
12.4 Procedimientos para muestrear el suelo
Se pueden obtener dos tipos de muestras de suelo durante la exploración del subsuelo: alteradas
y no alteradas. Las muestras alteradas, pero representativas, generalmente se pueden utilizar
para los siguientes tipos de pruebas de laboratorio:
1. Análisis granulométrico
2. Determinación de los límites líquido y plástico
3. Peso específico de sólidos del suelo
4. Determinación del contenido orgánico
5. Clasificación de suelo
Sin embargo, las muestras de suelo alterado no pueden ser utilizadas para la consolidación,
conductividad hidráulica o pruebas de resistencia al corte. Para estas pruebas de laboratorio
se deben obtener muestras de suelo no alteradas. El procedimiento común de recolección de
muestras alteradas es a través de muestreadores de cuchara dividida. Las muestras no alteradas
se pueden recoger mediante el uso de tubos de pared delgada. En las siguientes secciones se
describen estos procedimientos de muestreo.
12.5 Muestreo con tubo muestreador de media caña
Los muestreadores de media caña pueden utilizarse en campo para obtener muestras de suelo
que por lo general están alteradas, pero todavía son representativas. En la figura 12.5 se muestra
una sección de un muestreador de media caña estándar. Se compone de una zapata de acero
para herramientas de conducción, un tubo de acero que se divide longitudinalmente por la mitad
y un acoplamiento en la parte superior. El acoplamiento conecta la toma de muestras a la varilla
de perforación. El tubo dividido estándar tiene un diámetro interior de 34.93 mm y un diámetro
exterior de 50.8 mm; sin embargo, hay muestreadores que tienen diámetros dentro y fuera de hasta
63.5 mm y 76.2 mm, respectivamente, que también están disponibles. Cuando un pozo de sondeo
se extiende a una profundidad predeterminada, las herramientas de perforación son retiradas y el
muestreador se baja a la parte inferior del pozo de sondeo. El muestreador se introduce en el suelo
con golpes de martillo en la parte superior de la barra de perforación. El peso estándar del martillo
es de 623 N y, para cada golpe, el martinete tiene una altura de caída de 762 mm. Se registra el
número de golpes necesarios para la penetración del muestreador de tres intervalos de 152.4 mm.
El número de golpes necesarios para los dos últimos intervalos se suman para dar el número de
penetración estándar, N, a esa profundidad. Este número se refiere generalmente como el valor
N (Sociedad Americana para Pruebas y Materiales, 2010, Designación D-1586). Entonces, el
muestreador es retirado y se eliminan la zapata y el cople. A continuación, la muestra de suelo
recuperado del tubo se coloca en una botella de vidrio y se transporta al laboratorio.
El grado de alteración de una muestra de suelo generalmente se expresa como
(12.3)
AR (% )
D2
o D2
i
D2
i
(100)

294
donde
AR ⫽ relación de área
Do ⫽ diámetro exterior del tubo de muestreo
Di ⫽ diámetro interior del tubo de muestreo
Cuando la relación de área es 10% o menos, generalmente se considera que la muestra no tiene
alteraciones.
Las muestras de media caña generalmente se toman a intervalos de aproximadamente 1.5 m.
Cuando el material encontrado en campo es de arena (arena especialmente fina por debajo del nivel
freático), la recuperación de la muestra por un muestreador de media caña puede ser difícil. En ese
caso, un dispositivo, como un extractor de núcleos de resorte (figura 12.5b), puede colocarse dentro
del penetrómetro.
En este punto, es importante señalar que hay varios factores que contribuyen a la variación
de la cantidad de penetración estándar N a una determinada profundidad de perfiles de suelos
similares. Estos factores incluyen la prueba de penetración (SPT), la eficiencia de martillo, el
diámetro de la perforación, el método de muestreo y el factor de longitud de la varilla (Seed et al.,
1985; Skempton, 1986). Los dos tipos más comunes de martillos SPT utilizados en campo son el
martillo de seguridad y el martillo de anillos. Comúnmente se dejan caer por una cuerda con dos
vueltas alrededor de una polea.
Con base en las observaciones de campo parece razonable estandarizar el número están-
dar de penetración de campo basado en la energía de conducción de entrada y su disipación en
torno a la toma de muestras en el suelo circundante, o
(12.4)
N60
NhHhBhShR
60
Figura 12.5 (a) Muestreador de media caña estándar; (b) núcleo de muelles del colector
Varilla de
perforación
Cabeza
Puerto
de agua
Cople
Perno
Válvula
de bola
Depósito
dividido
Roscas Zapata
conductora
457.2 mm 76.2 mm
50.8 mm
34.9 mm
(a)
(b)

donde
N60 ⫽ número de penetración estándar corregido para condiciones de campo
N ⫽ número de penetración medido
hH ⫽ eficiencia del martillo (%)
hB ⫽ corrección para el diámetro de la perforación
hS ⫽ corrección del muestreador
hR ⫽ corrección para la longitud de la varilla
Con base en las recomendaciones de Seed et al. (1985) y Skempton (1986), las variacio-
nes de hH, hB, hS y hR se resumen en la tabla 12.3.
Correlaciones con N60 en suelo cohesivo
Además de la obtención de muestras de suelo, las pruebas de penetración estándar proporcionan
varias correlaciones útiles. Por ejemplo, la consistencia de los suelos arcillosos a menudo puede
Tabla 12.3 Variaciones de hH
, hB
, hS
y hR
[ecuación (12.4)]
1. Variación de HH
H (%)
País Tipo de martillo
Anillos
Seguridad
Anillos
Anillos
Anillos
Anillos
Anillos
Lanzamiento del martillo
Caída libre
Cuerda y polea
Cuerda y polea
Cuerda y polea
Cuerda y polea
Cuerda y polea
Cuerda y polea
Japón
Estados Unidos
Argentina
China
78
67
60
45
45
60
50
3. Variación de HS
Variable Hs
0
.
1
Muestreado estándar
Con revestimiento para arena densa y arcilla
9
.
0
Con revestimiento para arena suelta
0.8
4. Variación de R
Longitud de la varilla (m) R
10 1.0
6–10 0.95
4–6 0.85
0–4 0.75
2. Variación de HB
Diámetro
(mm) B
60–120 1
150 1.05
200 1.15

296
estimarse a partir del número estándar de penetración, N60, como se muestra en la tabla 12.4.
Sin embargo, las correlaciones de arcillas requieren pruebas para verificar que las relaciones
son válidas para que el depósito de arcilla sea examinado.
La literatura técnica contiene muchas correlaciones entre el número estándar de penetración
y la resistencia al corte no drenada de la arcilla, cu. Sobre la base de los resultados de las pruebas
triaxiales no drenadas realizadas en arcillas insensitivas, Stroud (1974) sugirió que
cu KN60 (12.5)
donde
K ⫽ constante ⫽ 3.5-6.5 kN/m2
N60 ⫽ número de penetración estándar obtenido en el campo
El valor promedio de K es aproximadamente de 4.4 kN/m2. Hara et al. (1971) también sugirieron
que
(12.6)
cu (kN/m2
) 29N0.72
60
Esto es importante para hacer notar que toda correlación entre cu y N60 sólo es aproxi-
mada.
Corrección para el número de penetración estándar en suelo granular
En suelos granulares, el valor N60 se ve afectado por la presión de sobrecarga efectiva, s¿
o. Por
esa razón, el valor N60 obtenido a partir de la exploración de campo bajo diferentes presiones
efectivas de sobrecarga debe ser cambiado para corresponder a un valor estándar de s¿
o. Es
decir,
(12.7)
(N1)60 CNN60
donde
(N1)60 ⫽ valor corregido N para un valor estándar de s¿
o ( 100 kN/m2)
CN ⫽ factor de corrección
N60 ⫽ valor N obtenido del campo
Tabla 12.4 Consistencia de arcillas y correlación aproximada para el
número de penetración estándar, N60
Resistencia a
la compresión
no confinada,
qu
(kN/m2
)
Consistencia
5
2
–
0
Muy blanda
2
–
0
0
5
–
5
2
Blanda
5
–
2
0
0
2
–
0
0
1
0
2
–
0
1
30 Dura 400
Número de
penetración
estándar, N60
Rigidez media
Rígida
Muy rígida
50–100
200–400
5–10
20–30

Se han propuesto muchas relaciones empíricas para CN. Algunas de ellas se dan a conti-
nuación. Las relaciones más comúnmente citadas son las dadas por Liao y Whitman (1986) y
Skempton (1986).
Relación de Liao y Whitman (1986):
(12.8)
CN £
1
a
so
¿
pa
b
§
0.5
Relación de Skempton (1986):
(12.9)
(12.10)
(12.11)
CN
1.7
0.7 a
so
¿
pa
b
(para arena sobreconsolidada)
CN
3
2 a
so
¿
pa
b
(para arena gruesa normalmente consolidada)
CN
2
1 a
so
¿
pa
b
(para arena fina normalmente consolidada)
Relación de Seed et al. (1975):
(12.12)
CN 1 1.25 log a
so
¿
pa
b
Relación de Peck et al. (1974):
(12.13)
CN 0.77 log£
20
a
so
¿
pa
b
§ apara
so
¿
pa
0.25b
Relación de Bazaraa (1967):
(12.14)
(12.15)
CN
4
3.25 a
so
¿
pa
b
apara
so
¿
pa
0.75b
CN
4
1 4a
so
¿
pa
b
apara
so
¿
pa
0.75b
En las ecuaciones (12.8) a (12.15), pa ⫽ presión atmosférica (⬇ 100 kN/m2).
La tabla 12.5 muestra la comparación del CN resultante utilizando las diversas relaciones
antes citadas. Se puede observar que la magnitud del factor de corrección calculado mediante
el uso de cualquiera de las relaciones es aproximadamente el mismo, teniendo en cuenta las
incertidumbres que intervienen en la realización de las pruebas de penetración estándar. Por lo
tanto, se recomienda que la ecuación (12.8) puede ser utilizada para todos los cálculos.

298
Correlación entre la resistencia de penetración estándar
y la densidad relativa del suelo granular
Una relación aproximada entre el número de penetración estándar corregido y la densidad re-
lativa de la arena se da en la tabla 12.6. Estos valores son aproximados, principalmente debido
a que la presión de sobrecarga efectiva y el esfuerzo histórico del suelo influyen significativa-
mente los valores N60 de arena.
Más recientemente, Hatanaka y Feng (2006) propusieron las siguientes relaciones entre
la densidad relativa (Dr) y (N1)60 para la arena fina a media.
Dr (%) 1.55(N1)60 40 [para 0 (N1)60
Dr (%) 0.84(N1)60 58.8 [para 25 (N1)60
(12.16a)
(12.16b)
50]
25]
Para arenas finas a medias con finos (es decir, % que pasa el tamiz núm. 200, Fc) entre 15% y
20%, el (N1)60 en las ecuaciones (12.16a y 12.16b) puede modificarse como
(12.17)
(N1)60 (N60 12.9)a
98
s¿
o
b
0.5
donde s¿
o es el esfuerzo efectivo vertical en kN/m2.
Tabla 12.5 Variación de CN
CN
Ecuaciones
(12.14) y (12.15)
Ec. (12.8) Ec. (12.9) Ec. (12.10) Ec. (12.11) Ec. (12.12) Ec. (12.13)
0.25 2.00 1.60 1.33 1.78 1.75 1.47 2.00
0.50 1.41 1.33 1.20 1.17 1.38 1.23 1.33
0.75 1.15 1.14 1.09 1.17 1.15 1.10 1.00
1.00 1.00 1.00 1.00 1.00 1.00 1.00 0.94
1.50 0.82 0.80 0.86 0.77 0.78 0.87 0.84
2.00 0.71 0.67 0.75 0.63 0.62 0.77 0.76
3.00 0.58 0.50 0.60 0.46 0.40 0.63 0.65
4.00 0.50 0.40 0.60 0.36 0.25 0.54 0.55
So
pa
Tabla 12.6 Relación entre el valor N corregido y la
densidad relativa en arenas
Densidad relativa
aproximada, Dr
(%)
Número de
penetración
estándar, (N1)60
5
–
0
5
–
0
0
3
–
5
0
1
–
5
0
6
–
0
3
0
3
–
0
1
5
9
–
0
6
0
5
–
0
3

12.6 Muestreo con tubo de pared delgada 299
Correlación entre N60 y (N1)60 con el ángulo pico de fricción
en el suelo granular
El ángulo pico efectivo de fricción de suelos granulares, f¿, fue correlacionado con el número
de penetración estándar corregido por Peck, Hanson y Thornburn (1974). Le dieron una corre-
lación entre (N1)60 y f¿ en una forma gráfica, que se puede aproximar como (Wolff, 1989)
(12.18)
f¿ (grad) 27.1 0.3(N1)60 0.00054[(N1)60]2
Schmertmann (1975) proporcionó una correlación entre N60, s¿
o y f¿. La correlación se
puede aproximar como (Kulhawy y Mayne, 1990)
(12.19)
f¿ tan 1
£
N60
12.2 20.3a
sœ
o
pa
b
§
0.34
donde
N60 ⫽ número de penetración estándar de campo
s¿
o ⫽ presión de sobrecarga efectiva
pa ⫽ presión atmosférica en la misma unidad como s¿
o (⬇ 100 kN/m2)
f¿ ⫽ ángulo de fricción del suelo (efectivo)
Más recientemente, Hatanaka y Uchida (1996) proporcionaron una correlación simple entre
f¿y (N1)60, que se puede expresar como
(12.20)
f¿ 220(N1)60 20
Comentarios generales
Cuando se utilizan los valores de resistencia a la penetración estándar en las correlaciones
anteriores para estimar parámetros del suelo, deben tenerse en cuenta las siguientes reservas:
1. Las ecuaciones son aproximadas y en gran medida empíricas.
2. Debido a que el suelo no es homogéneo, los valores N60 obtenidos a partir de un pozo
de sondeo dado varían ampliamente.
3. En depósitos de suelos que contienen grandes cantos rodados y grava, los números de
penetración estándar pueden ser erráticos y poco fiables.
Aunque las correlaciones son aproximadas, con la interpretación correcta la prueba de
penetración estándar proporciona una buena evaluación de las propiedades del suelo. Las prin-
cipales fuentes de error en los ensayos de penetración estándar son la limpieza inadecuada de
la perforación, la medición descuidada del número de golpes, los golpes de martillo excéntricos
en la barra de perforación y el mantenimiento inadecuado del nivel de agua en el barreno.
12.6 Muestreo con tubo de pared delgada
Los tubos de pared delgada a veces son llamados tubos Shelby. Están hechos de acero sin cos-
tura y por lo general se utilizan para obtener suelos arcillosos inalterados. Los muestreadores
de tubo de pared delgada comúnmente utilizados tienen diámetros exteriores de 50.8 mm y

300
76.2 mm. El extremo inferior del tubo es afilado. Los tubos pueden ser unidos a las varillas de
perforación (figura 12.6). La varilla de perforación con el muestreador adjunto se baja a la parte
inferior del pozo de sondeo y la toma de muestras se introduce en el suelo. La muestra de suelo
en el interior del tubo se jala hacia fuera. Los dos extremos del muestreador son sellados y se
envía al laboratorio para su análisis.
Las muestras obtenidas de esta manera pueden ser utilizadas para las pruebas de conso-
lidación o de corte. Un tubo de pared delgada con un diámetro exterior de 50.8 mm tiene un
diámetro interior de aproximadamente 47.63 mm. La razón de área es
AR (% )
D2
o D2
i
D2
i
(100)
(50.8)2
(47.63)2
(47.63)2
(100) 13.75%
Aumentar los diámetros de las muestras aumenta el costo de obtención de las mismas.
12.7 Observación de los niveles de agua
La presencia de una capa freática cerca de la cimentación afecta significativamente la capacidad
de carga y de asentamiento de ésta. El nivel del agua cambia según la temporada. En muchos
casos, puede ser necesario el establecimiento de los niveles más alto y más bajo posibles de
agua durante la vida de un proyecto.
Si se encuentra agua en un pozo durante una exploración de campo, debe quedar regis-
trado. En suelos con alta permeabilidad, el nivel de agua en un pozo de sondeo se estabilizará
alrededor de 24 horas después de terminada la perforación. Entonces la profundidad del nivel
freático puede ser registrada bajando una cadena o cinta en el pozo de sondeo.
En capas altamente impermeables, el nivel del agua en un pozo de sondeo no puede es-
tabilizarse durante varias semanas. En estos casos, si se requieren mediciones exactas del nivel
de agua se utilizará un piezómetro.
El piezómetro simple (figura 12.7) es un tubo vertical o piezómetro tipo Casagrande. Se
compone de un tubo de elevación unido a una boquilla de filtro que se coloca en la arena. Un
sello de bentonita se coloca por encima de la arena para aislar la presión de agua intersticial en
la punta del filtro. El espacio anular entre el tubo ascendente y el pozo se rellena con lechada
de bentonita-cemento para evitar la migración vertical de agua. Esto permite la verificación
periódica hasta que el nivel del agua se estabilice.
12.8 Prueba de corte con veleta
Resultados bastante fiables para la conservación in situ de la resistencia al corte no drenada,
cu (f ⫽ 0 concepto) de los suelos cohesivos plásticos blandos pueden obtenerse directamente de
pruebas de veletas de corte durante la operación de perforación (NormaASTM D-2573). La veleta
Figura 12.6 Tubo de pared delgada
Varilla de
perforación
Tubo de pared delgada

de corte por lo general consiste de cuatro placas de acero delgadas de igual tamaño soldadas a una
barra de torsión de acero (figura 12.8a). En primer lugar, la veleta se introduce en el suelo. A con-
tinuación, se aplica el torque en la parte superior de la barra de torsión para hacer girar la veleta a
una velocidad uniforme. Un cilindro de suelo de altura h y diámetro d se resistirá a la torsión hasta
que falla. La resistencia al corte sin drenaje del suelo se puede calcular de la siguiente manera.
Figura 12.7 Piezómetro tipo Casagrande
Figura 12.8 Prueba de corte con veleta
Cubierta
protectora
Tubo vertical
Lechada
bentonita-cemento
Tapón de
bentonita
Filtro de punta
Arena
Nivel freático
Nivel de agua
del piezómetro
䉮
䉮
.............................................................................
.............................................................................
h
d
T
(a)
d
(b)
h
Me
Me
Ms

302
Si T es el par de torsión máxima aplicada a la cabeza de la barra de torsión para provocar
la falla, debe ser igual a la suma del momento de resistencia de la fuerza de corte a lo largo de la
superficie lateral del cilindro de suelo (Ms) y el momento resistente de la fuerza de corte en
cada extremo (Me) (figura 12.8b):
T Ms Me Me (12.21)
Dos extremos
El momento resistente Ms se puede dar como
Ms ( dh)cu(d )
2
2
.
2
1
(
)
2
/
Momento
de brazo
⎧
⎨
⎩
⎧
⎨
⎩
⎧
⎪
⎨
⎪
⎩
Área
La geometría de campo de veletas rectangulares y ahusadas, según lo recomendado por
ASTM, se muestra en la figura 12.9. Las dimensiones de las paletas utilizadas en el campo se
Figura 12.9 Geometría de veleta de campo (Reproducido con permiso del Libro Anual de Normas
ASTM, 2002, derechos reservados ASTM International, 100 Barr Harbor Drive, West Conshohocken,
PA, 19428.) Nota: iT e iB son por lo general 45º
iT
iB
h
Veleta rectangular Veleta ahusada

proporcionan en la tabla 12.7. La tasa estándar de aplicación de torque es 0.1°/s. El torque T
máximo aplicado para causar falla puede darse como
T f(cu, h y d )
3
2
.
2
1
(
)
o
(12.24)
cu
T
K
De acuerdo con la norma ASTM (2010), para veletas rectangulares,
(12.25)
Si h/d 2,
(12.26)
Por lo tanto
(12.27)
Para veletas ahusadas,
(12.28)
K
pd2
12
a
d
cosiT
d
cosiB
6hb
cu
6T
7pd3
K
7pd3
6
K
pd2
2
ah
d
3
b
Los ángulos iT e iB se definen en la figura 12.9.
Las pruebas de corte con veleta en campo son moderadamente rápidas y económicas, y
son ampliamente utilizadas en los programas de exploración de suelo en campo. La prueba da
buenos resultados en arcillas blandas y de rigidez media, y también es una excelente prueba
para determinar las propiedades de las arcillas sensibles.
Fuentes de error significativo en la prueba de corte con veleta en campo son la pobre
calibración de la medida del torque y paletas dañadas. Otros errores pueden ser introducidos si
no se controla adecuadamente la velocidad de rotación de las paletas.
Tabla 12.7 Dimensiones recomendadas por la ASTM (2002) para veletas de campo*
Diámetro, d Altura, h
AX 38.1 76.2 1.6 12.7
BX 50.8 101.6 1.6 12.7
NX 63.5 127.0 3.2 12.7
101.6 mm†
92.1 184.1 3.2 12.7
Tamaño de
carcasa
Espesor de
la hoja
Diámetro de
la varilla
(mm) (mm) (mm) (mm)
* La selección del tamaño de paletas está directamente relacionada con la consistencia del suelo que está
siendo probado; es decir, a mayor suavidad del suelo, el diámetro de paletas debe ser más grande.
†Diámetro interior.
Reproducido con permiso del Libro Anual de Normas ASTM, 2002, derechos reservados ASTM
International, 100 Barr Harbor Drive, West Conshohocken, PA, 19428.

304
Skempton (1957) dio una corrección empírica para el cu obtenido de pruebas de veleta de
corte en campo, que es de la forma
(12.29)
cu(VST)
sœ
o
0.11 0.0037(PI)
donde
s¿
o ⫽ presión de sobrecarga efectiva
PI ⫽ índice de plasticidad, en porcentaje
Bjerrum (1974) también mostró que como la plasticidad de los suelos aumenta, cu obte-
nidos a partir de pruebas de corte con veleta pueden dar resultados que no son seguros para el
diseño de la cimentación. Por esta razón, se sugiere la corrección
(12.30)
cu(diseño) lcu(veleta de corte)
Figura 12.10 Dispositivo de laboratorio de corte con veleta (Cortesía de ELE International)

donde
factor de corrección 1.7 0.54 log(PI
PI índice de plasticidad
) 12.31)
(
Más recientemente, Morris y Williams (1994) dieron las correlaciones de l como
l ⫽ 1.18e⫺0.08(PI) ⫹ 0.57 (para PI ⬎ 5) (12.32a)
y
l ⫽ 7.01e⫺0.08(LL) ⫹ 0.57 (para LL ⬎ 20) (12.32b)
donde LL ⫽ límite líquido (%).
En el laboratorio pueden llevarse a cabo pruebas de corte con veletas. La veleta de corte
del laboratorio tiene dimensiones de aproximadamente 12.7 mm (diámetro) y 25.4 mm (altura).
La figura 12.10 ilustra un equipo de veleta de corte de laboratorio.
Ejemplo 12.1
En la figura 12.11 se muestra un perfil de suelo. La arcilla está normalmente consolidada.
Su límite líquido es 60 y su límite plástico es de 25. Estime la resistencia a la compresión no
confinada de la arcilla a una profundidad de 10 m, medida desde la superficie del suelo. Use
la relación de Skempton de las ecuaciones (12.29), (12.30) y (12.31).
Solución
Para la capa de arcilla saturada, la relación de vacío es
e wGs (2.68)(0.3) 0.8
Nivel freático
Arena seca Arcilla Roca
Figura 12.11

306
El peso unitario efectivo es
g¿
arcilla a
Gs 1
1 e
bgw
(2.68 1)(9.81)
1 0.8
9.16 kN/m3
El esfuerzo efectivo a una profundidad de 10 m a partir de la superficie del suelo es
o 3 arena 7 arcilla (3)(15.5) (7)(9.16)
110.62 kN/m2
cu(VST)
110.62
0.11 0.0037(60 25)
cu (VST)
s¿
o
0.11 0.0037(PI)
Por lo tanto,
cu(VST) 26.49 kN/m2
De las ecuaciones (12.30) y (12.31), tenemos
cu cu(VST)
[1.7 0.54 log(PI)]cu(VST)
[1.7 0.54 log(60 25)]26.49 22.95 kN/m2
Por lo que la resistencia a la compresión no confinada es
qu 2cu (2)(22.95) 45.9 kN/m2
12.9 Prueba de penetración de cono
La prueba de penetración de cono (CPT), originalmente conocida como prueba de penetración
de cono holandés, es un método de resonancia versátil que se puede utilizar para determinar los
materiales en un perfil de suelo y estimar sus propiedades de ingeniería. Esta prueba también
se conoce como prueba de penetración estática, y no se necesitan perforaciones para llevarla
a cabo. En la versión original, un cono de 60º con una base de apoyo de 10 cm2 era empujado
en el suelo a una velocidad constante de alrededor de 20 mm/s, y se medía la resistencia a la
penetración (llamada resistencia de punta).
Los penetrómetros de cono utilizados en la actualidad miden (a) la resistencia de cono,
qc, a la penetración desarrollada por el cono, la cual es igual a la fuerza vertical aplicada al cono
dividida entre su área proyectada horizontalmente, y (b) la resistencia a la fricción, fc, que es la
resistencia medida por un manguito situado por encima del cono con el suelo local rodeándolo.
La resistencia a la fricción es igual a la fuerza vertical aplicada al manguito dividido entre su
área de superficie, en realidad, la suma de la fricción y la adherencia.
En general, se utilizan dos tipos de penetrómetros para medir qc y fc:
1. Penetrómetro de cono de fricción mecánica (figura 12.12). En este caso, la punta del
penetrómetro está conectada a un conjunto interior de varillas. La punta se adelanta
primero unos 40 mm, dando así la resistencia del cono. Con un mayor empuje, la punta
acciona la fricción del manguito.

A medida que avanza la varilla interior, la fuerza de ésta es igual a la suma de las fuerzas
verticales sobre el cono y el manguito. Restando la fuerza sobre el cono se obtiene la
resistencia lateral.
2. Penetrómetro de cono eléctrico de fricción (figura 12.13). En este caso, la punta está
unida a una serie de varillas de acero. La punta se introduce en el suelo a una velocidad
de 20 mm/s. Los cables de los transductores se roscan a través del centro de las varillas y
dan continuamente las resistencias de cono y lateral.
La figura 12.14 muestra los resultados de las pruebas de penetrómetro en un perfil de
suelo con la medición de fricción por un penetrómetro de cono eléctrico de fricción.
Varias correlaciones, que son útiles en la estimación de las propiedades de los suelos
encontrados durante un programa de exploración, han sido desarrolladas para la resistencia de
cono, qc, y la relación de fricción, Fr, obtenidas a partir de las pruebas de penetración de cono.
La razón de fricción, Fr, se define como
(12.33)
Fr
resistencia por fricción
resistencia de cono
fc
qc
Figura 12.12 Penetrómetro de cono de fricción mecánica (Reproducido con permiso del Libro Anual
de Normas ASTM, 2002, derechos reservados ASTM International, 100 Barr Harbor Drive, West
Conshohocken, PA, 19428.)
15 mm
15 mm
12.5 mm
52.5 mm
11.5 mm
45 mm
25
mm
33.5 mm
266 mm
146 mm
30 mm 35 mm
35.7 mm
30 mm dia.
187 mm
20 mm dia.
35.7 mm
23 mm dia.
32.5 mm dia.
35.7 mm dia.
60
69 mm
387 mm
133.5
mm
47 mm
Extendido
Derrumbado

308
En Grecia, en un estudio más reciente de varios suelos, Anagnostopoulos et al. (2003) expre-
saron Fr como
Fr(%) 1.45 1.36 logD50
y
Fr(%) 0.7811 1.611 logD50
(12.34)
(cono eléctrico)
(12.35)
(cono mecánico)
donde D50 ⫽ tamaño a través del cual 50% de suelo pasará (mm).
El D50 para suelos basado en las ecuaciones (12.34) y (12.35) ha desarrollado un rango de
0.001 mm a aproximadamente 10 mm.
Correlación entre densidad relativa (Dr) y qc para arena
Lancellotta (1983) y Jamiolkowski et al. (1985) mostraron que la densidad relativa de arena
normalmente consolidada, Dr, y qc pueden ser correlacionados de acuerdo con la fórmula
(12.36)
Dr(%) A B log10 a
qc
2s¿
o
b
La relación anterior puede reescribirse como (Kulhawy y Mayne, 1990)
(12.37a)
Dr(%) 68£log °
qc
2pa so
¿
¢ 1§
donde
pa ⫽ presión atmosférica
s¿
o ⫽ esfuerzo efectivo vertical
Figura 12.13 Penetrómetro de cono eléctrico de fricción (Reproducido con permiso del Libro Anual
de Normas ASTM, 2002, derechos reservados ASTM International, 100 Barr Harbor Drive, West
Conshohocken, PA, 19428.)
1
2
3
4
5
6
7 3
8
35.6
mm
1 Punto cónico (10 cm2
)
2 Celdas de carga
3 Extensómetro
4 Manguito de fricción (150 cm2
)
5 Anillo de ajuste
6 Buje impermeable
7 Cable
8 Conexión con varillas

Kulhawy y Mayne (1990) propusieron la siguiente relación para correlacionar Dr, qc, la
relación de sobreconsolidación y el esfuerzo vertical efectivo s¿
o:
(12.37b)
Dr
b
c
1
305QcOCR1.8
d ≥
qc
pa
a
s¿
o
pa
b
0.5
¥
En esta ecuación,
OCR ⫽ relación de sobreconsolidación
pa ⫽ presión atmosférica
Qc ⫽ factor de compresibilidad
Figura 12.14 Prueba de penetrómetro con medición de la fricción
Profundidad
(m)
16
20
24
28
32
12
8
4
0 5 10 15 20 25 30 35
qc (MN/m2)
0 200 400 600 800 1000
fc (kN/m2)

310
Los valores recomendados de Qc son los siguientes:
Arena altamente compresible ⫽ 0.91
Arena compresible moderadamente ⫽ 1.0
Arena poco compresible ⫽ 1.09
Correlación entre qc y ángulo de fricción drenada (F¿) para arena
Basados en los resultados experimentales, Robertson y Campanella (1983) sugirieron la va-
riación del Dr, s¿o y f¿ de arena de cuarzo normalmente consolidada. Esta relación se puede
expresar como (Kulhawy y Mayne, 1990)
(12.38)
f¿ tan 1
c 0.1 0.38 log a
qc
so
¿
b d
Con base en las pruebas de penetración de cono en los suelos de la Laguna de Venecia
(Italia), Ricceri et al. (2002) propusieron una relación similar para el suelo con las clasificacio-
nes de ML y SP-SM como
(12.39)
f¿ tan 1
c 0.38 0.27 log a
qc
so
¿
b d
Correlación entre qc y N60 en arena
Apoyados en una extensa base de datos de 337 puntos con datos de prueba para el tamaño de
grano medio (D50 en mm) y alto con 8 mm, Kulhawy y Mayne (1990) propusieron que
(12.40)
a
qc
pa
b
N60
5.44 D0.25
50
donde pa ⫽ presión atmosférica (mismas unidades que qc).
Anagnostopoulos et al. (2003) proporcionan una relación similar correlacionando qc, N60
y D50. O bien
(12.41)
a
qc
pa
b
N60
7.64 D50
0.26
donde pa ⫽ presión atmosférica (mismas unidades que qc) y D50 está en mm.
Correlaciones de tipos de suelo
Robertson y Campanella (1983) proporcionaron las correlaciones que se muestran en la figura
12.15 entre qc y la relación de fricción [ecuación (12.33)] para identificar los diferentes tipos de
suelo encontrados en campo.
Correlaciones de resistencia cortante no drenada (cu), presión de
preconsolidación (F¿
c) y relación de sobreconsolidación (OCR) para arcillas
La resistencia cortante no drenada, cu, se puede expresar como
(12.42)
cu
qc so
NK
donde
so ⫽ esfuerzo vertical total
NK ⫽ capacidad de carga

El factor de capacidad de carga, NK, puede variar de 11 a 19 en arcillas normalmente consolida-
das y puede acercarse a 25 para la arcilla sobreconsolidada. De acuerdo con Mayne y Kemper
(1988),
NK ⫽ 15 (para conos eléctricos)
y
NK ⫽ 20 (para conos mecánicos)
Con base en las pruebas en Grecia, Anagnostopoulos et al. (2003) determinaron
NK ⫽ 17.2 (para conos eléctricos)
y
NK ⫽ 18.9 (para conos mecánicos)
Estas pruebas de campo también mostraron que
(12.43)
cu
fc
1.26
(para conos mecánicos)
y
cu ⫽ fc (para conos eléctricos) (12.44)
Mayne y Kemper (1988) proporcionaron las correlaciones de presión de preconsolida-
ción (s¿c) y la relación de sobreconsolidación (OCR) como
(12.45)
s¿
c 0.243(qc)0.96
c c
MN/m2
MN/m2
Figura 12.15 Correlación de Robertson y Campanella (1983) de qc, Fr y el tipo de suelo
40
20
10
8
6
4
2
1
0.8
0.6
0.4
0.2
0.1
0 6
5
4
3
2
1
Arenas
Arenas
limosas
Limos
arenosos
y limos
Limos
arcillosos
y
arcillas
limosas Arcillas
Turba
Tasa de fricción, Fr (%)
Resistencia
de
la
punta
del
cono,
q
c
(MN/m
2
)

312
y
(12.46)
OCR 0.37a
qc so
s¿
o
b
1.01
donde so y s¿
o ⫽ esfuerzo total y esfuerzo efectivo, respectivamente.
12.10 Prueba del presurímetro (PMT)
La prueba del presurímetro es una prueba in situ realizada en un pozo. Fue desarrollada origi-
nalmente por Menard (1956) para medir la resistencia y deformabilidad del suelo. También ha
sido aprobada por ASTM como Norma 4719. El PMT de tipo Menard esencialmente consiste
en una sonda con tres celdas. La parte superior e inferior son las celdas de guarda y la del medio
es la celda de medición, como se muestra esquemáticamente en la figura 12.16a. La prueba se
realiza en un agujero pre-taladrado. Éste debe tener un diámetro que esté entre 1.03 y 1.2 veces
el diámetro nominal de la sonda, y el que se utiliza más comúnmente tiene un diámetro de
58 mm y una longitud de 420 mm. Las celdas de la sonda se pueden expandir ya sea a líquido
o gas. Las celdas de guarda se expanden para reducir el efecto de condición extrema en la celda
de medición. Ésta tiene un volumen, Vo, de 535 m3. La tabla 12.8 lista los diámetros de la sonda
y de los pozos de sondeo según lo recomendado por la norma ASTM.
Para llevar a cabo una prueba, se mide el volumen de la celda de medición, Vo, y se inserta
la sonda en el pozo de sondeo. La presión es aplicada por incrementos, y se mide la expansión
volumétrica de la celda. Este proceso se continúa hasta que falla el suelo o hasta que se alcanza
el límite de presión del dispositivo. Se considera que el suelo ha fallado cuando el volumen total
Figura 12.16 (a) Presurímetro; (b) gráfica de la presión en función del volumen total de la cavidad
Línea de gas/agua Presión, p
Zona I Zona II Zona III
Celda de
medición
Celda de
guarda
Celda de
guarda
Volumen
total
de la
cavidad,
V

12.10 Prueba del presurímetro (PMT) 313
de la cavidad expandida, V, es aproximadamente el doble del volumen de la cavidad original.
Después de la finalización de la prueba, la sonda se desinfla y es movida para probar a otra
profundidad.
Los resultados de la prueba del presurímetro se expresan en una forma gráfica de la pre-
sión en función del volumen en la figura 12.16b. En esta figura, la zona I representa la porción
de recarga durante la cual el suelo alrededor del pozo es empujado de nuevo al estado inicial
(es decir, el estado en que estaba antes de la perforación). La presión, po, representa el esfuerzo
horizontal total in situ. La zona II representa una zona seudoelástica en la que la razón de vo-
lumen de la celda con la presión de la celda es prácticamente lineal. La presión, pf, representa
el desplazamiento o arrastre. La zona marcada como III es la zona plástica. La presión, pl,
representa la presión límite.
El módulo del presurímetro, Ep, del suelo se determina utilizando la teoría de la expan-
sión de un cilindro infinitamente grueso. Por lo tanto,
(12.47)
Ep 2(1 ms)(V
o vm)a
¢p
¢v
b
donde
vm
vo vf
2
p pf po
v vf vo
s relación de Poisson (que puede ser supuesta como 0.33)
La presión límite, pl, por lo general se obtiene por extrapolación y no por medición directa.
Para superar la dificultad de preparar el pozo de sondeo con el tamaño adecuado, también
se han desarrollado presurímetros autoperforantes (SBPMT). Los detalles relativos a éstos se
pueden encontrar en la obra de Baguelin et al. (1978).
Ohya et al. (1982) (véase también Kulhawy y Mayne, 1990) correlacionaron Ep con los
números de penetración estándar de campo, N60, para la arena y la arcilla de la siguiente ma-
nera:
arcilla: Ep(kN/m2
) 1930(N60)0.63
(12.48)
arena: Ep(kN/m2
) 908(N60)0.66
(12.49)
Tabla 12.8 Diámetros de sonda y de pozo para la prueba
del presurímetro
Diámetro del pozo
44 45 53
58 60 70
74 76 89
Diámetro
de la sonda
(mm)
Nominal
(mm)
Máximo
(mm)

314
12.11 Prueba del dilatómetro
El uso de la prueba del dilatómetro de placa plana (DMT) es relativamente reciente (Marchet-
ti, 1980; Schmertmann, 1986). El equipo se compone esencialmente de una placa plana con
dimensiones de 220 mm (longitud) ⫻ 95 mm (ancho) ⫻ 14 mm (espesor). Una membrana
delgada, plana, circular expandible de acero con un diámetro de 60 mm es colocada al ras en
el centro en un lado de la placa (figura 12.17a). La sonda dilatómetro se inserta en el suelo
utilizando un penetrómetro de pruebas de cono de penetración (figura 12.17b). Las líneas de
gas y electricidad se extienden desde la caja de control de la superficie a través de la barra del
penetrómetro en la hoja. En la profundidad requerida se utiliza gas nitrógeno a alta presión para
inflar la membrana. Se toman dos lecturas de presión:
1. La presión A al “despegue” de la membrana
2. La presión B a la que la membrana se expande 1.1 mm en el suelo circundante
Las lecturas de A y B se corrigen de la siguiente manera (Schmertmann, 1986):
esfuerzo de contacto, po 1.05(A A Zm) 0.05(B B Zm
esfuerzo de expansión, p1 B Zm B (12.51)
) (12.50)
donde
ΔA ⫽ presión de vacío necesaria para mantener la membrana en contacto con su asiento
ΔB ⫽ presión de aire necesaria en el interior de la membrana para desviarla hacia el exterior
a una expansión del centro de 1.1 mm
Zm ⫽ medidor de la desviación de presión a partir de 0 cuando ventila a presión atmosférica
Figura 12.17 (a) Diagrama esquemático de un dilatómetro de placa plana; (b) sonda de un dilatómetro
insertada en el suelo
60 mm
95 mm
(a) (b)

12.11 Prueba del dilatómetro 315
La prueba se lleva a cabo normalmente a profundidades entre 200 y 300 mm entre sí. El resul-
tado de una prueba particular se utiliza para determinar tres parámetros:
1. Índice del material,ID
p1 po
po uo
2. Índice del esfuerzo horizontal, KD
po uo
sœ
o
3. Módulo del dilatómetro, ED (kN/m2) ⫽ 34.7 [p1(kN/m2) ⫺ po (kN/m2)]
donde
uo ⫽ presión de poros
s¿
o ⫽ esfuerzo efectivo vertical in situ
La figura 12.18 muestra un conjunto de equipos necesarios para la prueba de dilatómetro.
Marchetti (1980) llevó a cabo varias pruebas de dilatómetro en Porto Tolle, Italia. El sub-
suelo estaba formado por depósitos delta recientes, normalmente consolidados del río Po. Se
encontró una gruesa capa de arcilla limosa por debajo de una profundidad de aproximadamente
3 m (c¿ ⫽ 0; f¿ ⬇ 28˚). Los resultados obtenidos de las pruebas de dilatómetro se correlaciona-
ron con varias propiedades del suelo (Marchetti, 1980). Algunas de estas correlaciones se dan
aquí:
(12.52)
(12.53)
(12.54)
cu
sœ
o
0.22 (para arcilla normalmente consolidada)
OCR (0.5KD)1.6
Ko a
KD
1.5
b
0.47
0.6
Figura 12.18 Conjunto de equipo para una prueba de dilatómetro (Cortesía de N. Sivakugan, James
Cook University, Australia)

316
(12.55)
(12.56)
Es (1 m2
s)ED
a
cu
sœ
o
b
OC
a
cu
sœ
o
b
NC
(0.5KD)1.25
donde
Ko ⫽ coeficiente de tierra en reposo
OCR ⫽ relación de sobreconsolidación
OC ⫽ suelo sobreconsolidado
NC ⫽ suelo normalmente consolidado
Es ⫽ módulo de elasticidad del suelo
12.12 Extracción de núcleos de roca
Cuando se encuentra una capa de roca durante una operación de perforación, puede ser nece-
saria la extracción de núcleos de la misma. Para esto, el barril de extracción está unido a una
varilla de perforación. Un pequeño extractor de muestras se une a la parte inferior del depósito
Figura 12.19 Extracción de núcleos de roca: (a) barril de extracción de tubo simple; (b) barril de
extracción de tubo doble
Barril
interior
Barril
exterior
Barril de
extracción
Varilla de
perforación
Varilla de
perforación
Roca Roca Roca
Núcleo
de roca
Elevador
de
extracción
Elevador
de
extracción
Núcleo
de roca
Trépano
de
corte
Trépano
de
corte

12.12 Extracción de núcleos de roca 317
del núcleo (figura 12.19). Los elementos de corte pueden ser de diamante, tungsteno, carburo u
otros. La tabla 12.9 resume los diferentes tipos de barriles de extracción y su tamaño, así como
las barras de perforación compatibles comúnmente utilizadas para la exploración de los cimien-
tos. La extracción de muestras se hace avanzar por la perforación rotatoria. El agua circula a
través de la varilla de perforación durante la extracción de muestras, y el corte se lava afuera.
Hay dos tipos de barriles de extracción que están disponibles: el barril de extracción de
tubo simple (figura 12.19a) y el barril de extracción de tubo doble (figura 12.19b). Los núcleos
de roca obtenidos por los barriles de tubo simple pueden estar altamente alterados y frac-
turados debido a la torsión. Los núcleos de rocas más pequeñas que el tamaño BX tienden a
fracturarse durante el proceso de extracción de muestras.
Cuando se recuperan las muestras del núcleo, la profundidad de la recuperación debería
ser debidamente registrada para su posterior evaluación en el laboratorio. Con base en la longi-
tud del núcleo de roca recuperado en cada avance, pueden calcularse las siguientes cantidades
para una evaluación general de la calidad de la roca encontrada:
(12.57)
tasa de recuperación
longitud del núcleo recuperado
longitud teórica del núcleo recortado
designación de la calidad de la roca (RQD)
(12.58)
g longitud de los pedazos recuperados iguales a o mayores que 101.6 mm
longitud teórica del núcleo de roca recortada
Una tasa de recuperación de 1 indica la presencia de roca intacta; para rocas altamente fractu-
radas, la tasa de recuperación puede ser 0.5 o menos. En la tabla 12.10 se presenta la relación
general (Deere, 1963) entre el RQD y la calidad de la roca in situ.
Tabla 12.9 Tamaño estándar y designación de carcasa, depósito del núcleo y varilla de
perforación compatible
EX 36.51 E 33.34 38.1 22.23
AX 47.63 A 41.28 50.8 28.58
BX 58.74 B 47.63 63.5 41.28
NX 74.61 N 60.33 76.2 53.98
Designación
del barril de
extracción
y la carcasa
Diámetro
exterior del
trépano del barril
de extracción
Designación de
la varilla de
perforación
Diámetro exterior
de la varilla de
perforación
Diámetro
del pozo
Diámetro de
la muestra
de roca
(mm) (mm)
(mm) (mm)
Tabla 12.10 Relación entre la calidad de la roca in situ y la RQD
RQD Calidad de la roca
Muy mala
0–0.25
Mala
0.25–0.5
Regular
0.5–0.75
Buena
0.75–0.9
Excelente
0.9–1

318
12.13 Preparación de los registros de perforación
La información detallada obtenida de cada pozo se presenta en una forma gráfica llamada bitá-
cora de perforación. A medida que un pozo se perfora, el perforador generalmente debe regis-
trar la siguiente información en un registro estándar:
1. Nombre y dirección de la empresa de perforación
2. Nombre del perforador
3. Descripción y número del trabajo
4. Número y tipo de perforación y lugar de la perforación
5. Fecha de la perforación
6. Estratificación del subsuelo, que se puede obtener mediante la observación visual de la tierra
traída por la barrena, muestreador de cuchara dividida y tubo Shelby de paredes delgadas
7. Elevación del nivel freático y la fecha de observación, carcasa utilizada y pérdidas de
lodo, y así sucesivamente
8. Resistencia a la penetración estándar y la profundidad
9. Número, tipo y profundidad de la muestra de suelo recogida
10. En caso de extracción de muestras de roca, tipo de depósito del núcleo utilizado y, para cada
ejecución, la longitud real de extracción, la longitud del núcleo recuperado y la RQD
Esta información no debe dejarse a la memoria, porque no registrar los datos a menudo da lugar
a registros de perforación erróneos.
Después de completar todas las pruebas de laboratorio necesarias, el ingeniero geotec-
nista prepara un registro de terminación que incluye notas de registro de campo del perforador
y los resultados de las pruebas realizadas en el laboratorio. La figura 12.20 muestra un registro
de perforación típico. Estos registros deberán adjuntarse al informe final de la exploración del
suelo presentado al cliente. Note que la figura 12.20 en la columna de la izquierda también
enumera las clasificaciones de los suelos junto con la descripción de cada suelo (basado en el
Sistema Unificado de Clasificación de Suelos).
12.14 Exploración geofísica
Hay varios tipos de técnicas de exploración geofísica que permiten una evaluación rápida de las ca-
racterísticas del subsuelo. Estos métodos también permiten una rápida cobertura de las áreas grandes
y son menos costosos que la exploración convencional por perforación. Sin embargo, en muchos
casos la interpretación definitiva de los resultados es difícil. Por esa razón, tales técnicas se deben
usar sólo para el trabajo preliminar. En este caso, hablamos de tres tipos de técnicas geofísicas de
exploración: el estudio de refracción sísmica, los estudios sísmicos de perforaciones cruzadas y el
estudio de resistividad.
Estudio de refracción sísmica
Los estudios de refracción sísmica son útiles en la obtención de información preliminar sobre el
espesor de las capas de diversos tipos de suelo y la profundidad del basamento en un sitio. Los
estudios de refracción se llevan a cabo por el impacto de la superficie, como en el punto A de la
figura 12.21a, y la observación de la primera llegada de la perturbación (ondas de esfuerzo) en
algunos otros puntos (por ejemplo, B, C, D, …). El impacto puede ser creado por un golpe de
martillo o por una pequeña carga explosiva. La primera llegada de las ondas de perturbación en
varios puntos puede ser grabada por geófonos.
El impacto sobre la superficie del suelo crea dos tipos de onda de esfuerzo: ondas P (u
ondas planas) y ondas S (u ondas de corte). Las ondas P viajan más rápido que las ondas S, por

lo que la primera llegada de las ondas de perturbación se relaciona con las velocidades de las
ondas P en varias capas. La velocidad de las ondas P en un medio es
(12.59)
y
R
Es
a
g
g
b
(1 ms)
(1 2ms)(1 ms)
Figura 12.20 Registro de perforación típico
N60
(blows/305 mm)
N60
2006
Registro de perforación
Nombre del proyecto: Edificio de departamentos Two-story
Ubicación: Johnson Olive St. Fecha de perforación: Marzo 2, 2006
Perforación núm. 3
Tipo de
perforación Barrena hueca Elevación del suelo: 60.8 m
Descripción
del suelo
Arcilla café claro (relleno)
Arena limosa (SM)
Limo arcilloso gris
claro (ML)
Arena con algo de
grava (SP)
Extremo de la
perforación @ 8 m
Profundidad
(m)
N60 = número de penetración estándar (golpes/305 mm)
wn = contenido natural de humedad
LL = límite líquido; PI = índice de plasticidad
qu
= resistencia a la presión no confinada
SS = muestreados de media caña; ST = tubo Shelby
°Nivel freático
observado después
de una semana de
perforación
N60
Comentarios
1
2
3
4
5
6
7
8
SS–1
SS–2
ST–1
SS–3
SS–4
9
12
11
27
8.2
17.6
20.4
20.6
9
LL = 38
PL = 11
LL = 36
qu
= 112 kN/m2
ºG.W.T
3.5 m
Tipo de
muestra de
suelo y
número

320
donde
Es ⫽ módulo de elasticidad del medio
g ⫽ peso específico del medio
g ⫽ aceleración de la gravedad
ms ⫽ relación de Poisson
Para determinar la velocidad de las ondas P en varias capas y los espesores de las capas,
se utiliza el siguiente procedimiento:
Paso 1. Obtener los tiempos de la primera llegada, t1, t2, t3,. . . , a diferentes distancias
x1, x2, x3,. . . desde el punto de impacto.
Paso 2. Trazar la curva de tiempo t contra distancia x. El gráfico se verá como el que se
muestra en la figura 12.21b.
Paso 3. Determinar las pendientes de las líneas ab, bc, cd, . . .:
Pendiente de
Pendiente de
Pendiente de cd
1
y3
bc
1
y2
ab
1
y1
Figura 12.21 Estudios de refracción sísmica
Velocidad
v1
Capa I
Capa II
Capa III
(a)
(b)
Velocidad
v2
Velocidad
v3
Distancia, x
v3
Ti2
Ti1
xc
b
c
d
a
v2
v2
v2 Z2
Z1
v1
v1
v1
v1
v1
(x1)B
x
A (x2)C (x3)D
Tiempo
de
la
primera
llegada

Aquí, v1, v2, v3,. . . son las velocidades de onda P en las capas I, II, III,. . . .
respectivamente (figura 12.21a).
Paso 4. Determinar el espesor de la capa superior:
(12.60)
Z1
1
2B
y2 y1
y2 y1
xc
El valor de xc puede obtenerse a partir de la gráfica, como se muestra en la
figura 12.21b.
Paso 5. Determinar el espesor de la segunda capa:
(12.61)
Z2
1
2
c Ti2 2Z1
2y2
3 y2
1
y3y1
d
y3y2
2y2
3 y2
2
Aquí, el tiempo Ti2 intersecta a la línea cd en la figura 12.21b, extendida hacia
atrás.
Las velocidades de las ondas P en varias capas indican los tipos de suelo o roca que están
presentes por debajo de la superficie del suelo. El rango de velocidad de la onda P que se encuentra
generalmente en los diferentes tipos de suelo y roca a poca profundidad se indica en la tabla 12.11.
Al analizar los resultados de un estudio de refracción, deben tenerse en cuenta dos limi-
taciones:
1. Las ecuaciones básicas del estudio, ecs. (12.60) y (12.61), se basan en la suposición de la
velocidad de la onda P: y1 ⬍ y2 ⬍ y3 . . .
2. Cuando el suelo está saturado por debajo del nivel freático, la velocidad de la onda P puede
ser engañosa. Las ondas P pueden viajar con una velocidad de aproximadamente 1500 m/s
a través del agua. Para suelos secos, sueltos, la velocidad puede ser muy por debajo de
1500 m/s. Sin embargo, en una condición saturada, las ondas se desplazan a través del agua
que está presente en los espacios vacíos con una velocidad de aproximadamente 1500 m/s.
Si no se ha detectado la presencia de aguas subterráneas, la velocidad de la onda P puede
ser interpretada erróneamente para indicar un material más fuerte (por ejemplo, roca
arenisca) que está realmente presente in situ. En general, las interpretaciones geofísicas
siempre deben ser verificadas por los resultados obtenidos a partir de perforaciones.
Tabla 12.11 Rango de velocidad de las ondas P en diversos suelos y rocas
Velocidad de
la onda P (m/s)
Suelo
0
0
0
1
–
0
0
2
Arena, sill y suelo superficial de grano fino
0
0
0
2
–
0
0
5
Aluvión
0
0
5
2
–
0
0
0
1
Arcillas compactadas, gravas arcillosas
y arena arcillosa densa
0
5
7
–
0
5
2
s
s
e
o
L
Roca
0
0
0
5
–
0
0
5
2
Pizarra y lutita
0
0
0
5
–
0
0
5
1
Arenisca
0
0
0
6
–
0
0
0
4
Granito
0
0
0
0
l
–
0
0
0
5
Roca caliza
Tipo de suelo o roca

322
Ejemplo 12.2
En la siguiente tabla se proporcionan los resultados de un estudio de refracción en un lugar:
s
( 103
)
5
.
2
5
5
.
7
0
1
5
1
0
2
5
2
0
3
5
3
0
4
2
.
1
1
3
.
3
2
5
.
3
3
4
.
2
4
9
.
0
5
2
.
7
5
4
.
4
6
6
.
8
6
1
.
1
7
1
.
2
7
5
.
5
7
0
5
Distancia del geófono a partir de la
fuente de perturbación (m)
Tiempo de la
primera llegada
Determine la velocidad de la onda P y el espesor del material encontrado.
Solución
Velocidad
En la figura 12.22, los tiempos de la primera llegada de las ondas P están graficados en
función de la distancia del geófono a la fuente de perturbación. La gráfica tiene tres seg-
mentos de línea recta. Ahora se puede calcular la velocidad de las tres capas superiores de
la siguiente manera:
Pendiente del segmento 0a
1
y1
tiempo
distancia
23 10 3
5.25
0
20
40
60
80
0 10 30
20 40 50
Distancia, x (m)
Tiempo
de
la
primera
llegada,
t

(10
3
),
en
segundos
xc 10.5 m
Ti2 65 103 s
c
b
a
5.25
23
11
13.5
14.75
3.5
Figura 12.22 Gráfica del tiempo de la primera llegada de la onda P en función de la distancia del
geófono a la fuente de la perturbación

o
o
o
3 4214 m/s (tercera capa)
Pendiente del segmento bc
1
y3
3.5 10 3
14.75
y2
11 103
13.5
814.8 m/s (capa intermedia)
Pendiente del segmento ab
1
y2
13.5 10 3
11
y1
5.25 103
23
228 m/s (capa superior)
La comparación de las velocidades obtenidas aquí con las que figuran en la tabla 12.11 indi-
ca que la tercera capa es una capa de roca.
Espesor de las capas
De la figura 12.22, xc ⫽ 10.5 m, así
Por lo tanto,
Z1
1
2B
814.8 228
814.8 228
10.5 3.94 m
Z1
1
2B
y2 y1
y2 y1
xc
Una vez más, de la ecuación (12.61)
Z2
1
2
cTi2
2Z1 2y2
3 y2
1
(y3y1)
d
(y3)(y2)
2y2
3 y2
2
El valor de Ti2 (de la figura 12.22) es de 65 ⫻ 10⫺3 s. Entonces,
1
2
(0.065 0.0345)830.48 12.66 m
Z2
1
2
c65 10 3
2(3.94)2(4214)2
(228)2
(4214)(228)
d
(4214)(814.8)
2(4214)2
(814.8)2
Por lo tanto, la capa de roca se encuentra a una profundidad de Z1 ⫹ Z2 ⫽ 3.94 ⫹ 12.66 ⫽
16.60 m de la superficie del suelo.

324
Estudio sísmico por perforaciones cruzadas
La velocidad de las ondas de corte creadas como resultado de un impacto a una capa de sue-
lo dado se puede determinar efectivamente por el estudio sísmico de perforaciones cruzadas
(Stokoe y Woods, 1972). El principio de esta técnica se ilustra en la figura 12.23, que muestra
dos pozos perforados en el suelo a una distancia de separación L. Por medio de una varilla de
impulso se crea un impulso vertical en la parte inferior de un pozo de sondeo. Las ondas de cor-
te generadas de este modo se registran por un transductor sensible verticalmente. La velocidad
de las ondas de corte puede ser calculada como
(12.62)
ys
L
t
donde t ⫽ tiempo de viaje de las ondas.
El módulo de corte, Gs, del suelo a la profundidad a la que se toma la prueba puede de-
terminarse a partir de la relación
o
(12.63)
Gs
y2
sg
g
ys
2Gs
(g/g)
donde
ys ⫽ velocidad de las ondas de corte
g ⫽ peso específico del suelo
g ⫽ aceleración de la gravedad
Figura 12.23 Estudio sísmico por el método de perforaciones cruzadas
L
Transductor
de velocidad
vertical
Onda de corte
Transductor de
velocidad vertical
Impulso Osciloscopio

El módulo de corte es útil en el diseño de los cimientos para apoyar maquinaria de vibración y
similares.
Estudio de resistividad
Otro método geofísico de exploración del subsuelo es el estudio de resistividad eléctrica. La
resistividad eléctrica de cualquier material conductor que tiene una longitud L y un área de
sección transversal A puede ser definida como

(12.64)
r
RA
L
donde R ⫽ resistencia eléctrica.
La unidad de la resistividad es ohm-centímetro u ohm-metro. La resistividad de diferentes
suelos depende principalmente de su contenido de humedad y también de la concentración de
los iones disueltos en ellos. Las arcillas saturadas tienen una muy baja resistividad, los suelos
secos y las rocas tienen una alta resistividad. En la tabla 12.12 se da el rango de resistividad
encontrado generalmente en diversos suelos y rocas.
El procedimiento más común para la medición de la resistividad eléctrica de un perfil
de suelo utiliza cuatro electrodos clavados en el suelo y espaciados por igual a lo largo de una
línea recta. El procedimiento se conoce generalmente como método de Wenner (figura 12.24a).
Los dos electrodos exteriores se usan para enviar una corriente eléctrica I (normalmente
una corriente DC con electrodos de potencial no polarizados) al suelo. La corriente está gene-
ralmente en el intervalo de 50 a 100 miliamperes. La caída de voltaje, V, se mide entre los dos
electrodos interiores. Si el perfil del suelo es homogéneo, su resistividad eléctrica es
(12.65)
r
2pdV
I
En la mayoría de casos, el perfil del suelo puede consistir en varias capas con diferentes
resistividades, y la ecuación (12.65) dará paso a la resistividad aparente. Para obtener la resisti-
vidad real de diversas capas y sus espesores, se puede usar un método empírico que implica la
realización de pruebas con varias separaciones de electrodos (es decir, se cambia d). La suma
de las resistividades aparentes, ⌺r, se grafica en función de la separación d, como se muestra en
la figura 12.24b. La gráfica así obtenida tiene segmentos relativamente rectos, cuyas pendientes
dan la resistividad de las capas individuales. Los espesores de las diversas capas se pueden
estimar como se muestra en la figura 12.24b.
El estudio de resistividad es particularmente útil en la localización de depósitos de grava
dentro de un suelo de grano fino.
Tabla 12.12 Valores representativos de resistividad
Resistividad
m
h
o
(
Material . m)
0
0
5
l
–
0
0
5
Arena
0
0
1
–
0
Arcilla, limo saturado
0
0
5
–
0
0
2
Arena arcillosa
0
0
0
4
–
0
0
5
1
Grava
0
0
5
2
–
0
0
5
1
Roca intemperizada
Roca firme 5000

326
12.15 Informe de la exploración del suelo
Al final de todos los programas de exploración del suelo, éste y/o las muestras de roca recolec-
tadas en campo al final están sujetos a observación visual y pruebas de laboratorio apropiadas.
Después de que toda la información necesaria ha sido recopilada, se prepara un informe de la
exploración del suelo para el uso de la oficina de diseño y como referencia durante los trabajos
de construcción futura. Si bien los detalles y la secuencia de la información del informe pueden
variar en cierta medida, en función de la estructura en cuestión y la persona que elabora el in-
forme, cada informe debe incluir los siguientes elementos:
1. Alcance de la investigación
2. Descripción de la estructura propuesta para la que se ha llevado a cabo la exploración del
subsuelo
Figura 12.24 Estudio de resistividad eléctrica: (a) método de Wenner; (b) método empírico para
determinar la resistividad y el espesor de cada capa
(b)
(a)
Capa 2
Resistividad, ␳2
Pendiente ␳1
Pendiente ␳2
⌺␳
Capa 1
Resistividad, ␳1
Z1
Z1
d d d
I
d
V

12.16 Resumen 327
3. Descripción de la ubicación del sitio, incluyendo la(s) estructura(s), condiciones de
drenaje cerca del lugar, naturaleza de la vegetación en el sitio y el área que lo rodea, y
otra(s) característica(s) única(s) para el sitio
4. Configuración geológica del sitio
5. Detalles del campo de exploración, esto es, número de perforaciones, profundidad de las
perforaciones, tipo de perforación, y así sucesivamente
6. Descripción general de las condiciones del subsuelo, determinadas a partir de muestras de
suelo y de las pruebas de laboratorio relacionadas, resistencia a la penetración estándar y
resistencia a la penetración de cono, y así sucesivamente
7. Condiciones de la capa freática
8. Recomendaciones de cimentación, entre ellas, tipo de cimentación recomendada,
capacidad de carga admisible y cualquier procedimiento especial de construcción que
puedan ser necesarios; los procedimientos de diseño de cimentaciones alternativas
también deben ser analizados en esta parte del informe
9. Conclusiones y limitaciones de las investigaciones
Deberán adjuntarse al informe las siguientes presentaciones gráficas:
1. Mapa de ubicación del sitio
2. Vista en planta de la ubicación de las perforaciones con respecto a las estructuras
propuestas y las que están cerca
3. Bitácoras de perforación
4. Resultados de las pruebas de laboratorio
5. Otras presentaciones gráficas especiales
Los informes de exploración deben estar bien planificados y documentados. Ellos ayuda-
rán a responder preguntas y resolver problemas de cimentación que puedan surgir más adelante
durante el diseño y la construcción.
12.16 Resumen
En este capítulo se ha analizado la exploración del subsuelo. Los siguientes son los principales
temas que fueron cubiertos.
1. La profundidad mínima aproximada y el espaciamiento de perforaciones exploratorias se
presentan en la sección 12.2.
2. Las perforaciones exploratorias en campo se hacen principalmente con barrenas de
raspado continuo (sección 12.3).
3. Se pueden obtener muestras de suelo alterado mediante el uso de un muestreador
de media caña. Se requerirán tubos de pared delgada para obtener muestras de suelo
inalteradas (sección 12.5).
4. La cohesión sin drenar de los suelos de arcilla puede ser correlacionada con el número
de penetración estándar (N60) (sección 12.5).
5. En suelos granulares, la presión de sobrecarga efectiva (s¿
o) afecta al número de
penetración estándar en campo. El valor de N se puede corregir con un valor estándar
de s¿o ⬇ 100 kN/m2 través de las ecuaciones (12.8) a (12.15).
6. Para suelos granulares los números de penetración estándar, N60 y (N1)60, se pueden
correlacionar con la densidad relativa (Dr) y el ángulo de fricción (f¿). [Ver ecuaciones
(12.16) a (12.20).]

328
7. Las pruebas de corte con veleta in situ pueden llevarse a cabo para obtener la resistencia
cortante no drenada (cu) de arcillas blandas a medias (sección 12.8).
8. Las pruebas de penetración de cono, pruebas de presurímetro y pruebas de dilatómetro
son pruebas in situ para determinar las propiedades del suelo (secciones 12.9 a 12.11).
9. La extracción de núcleos de roca puede ser necesaria si se encuentra una capa de roca a
poca profundidad. La tasa de recuperación y denominación de calidad de roca (RQD) son
los parámetros para evaluar la calidad de las rocas (sección 12.12).
10. Las exploraciones geofísicas como la sísmica de refracción, sísmica de perforaciones
cruzadas y estudio de resistividad pueden ser utilizadas en campo para determinar las
propiedades preliminares del suelo (sección 12.14). Estos estudios deben complementarse
con trabajo de exploración más detallado.
Problemas
12.1 Un tubo Shelby tiene un diámetro exterior de 76.2 mm y un diámetro interior de 73 mm.
¿Cuál es la relación de área del tubo?
12.2 En la figura 12.25 se muestra un perfil de suelo junto con los números de penetración
estándar en la capa de arcilla. Utilice la ecuación 12.6 para determinar y graficar la
variación de cu con la profundidad.
12.3 El valor promedio del número estándar de penetración de campo en una capa de arcilla
saturada es 6. Estime la resistencia a la compresión no confinada de la arcilla. Utilice la
ecuación (12.5) (K ⬇ 4.2 kN/m2).
Figura 12.25
N
Arena seca
Arena seca
Arena seca
Arena
Arcilla
Arena
Arena
Arena

Problemas 329
12.4 La tabla muestra la variación del número de penetración estándar de campo, N60, en un
depósito de arena
Profundidad (m) N60
6
5
.
1
8
3
9
5
.
4
8
6
3
1
5
.
7
4
1
9
La capa freática se localiza a 6 m de profundidad. El peso específico seco de la arena
de 0 a 6 m es 18 kN/m3, y el peso específico saturado de la arena para profundidades de
6 a 12 m es 20.2 kN/m3. Utilice la relación de Skempton dada por la ecuación (12.9)
para calcular los números de penetración correctos.
12.5 Los números de penetración estándar para un depósito de arena seca se dan abajo. Para
la arena, g ⫽ 18.7 kN/m3. Determine la variación de (N1)60 con la profundidad. Use el
factor de corrección de Liao y Whitman dado por la ecuación (12.8).
Profundidad (m) N60
9
5
.
1
9
0
.
3
2
1
5
.
4
2
1
0
.
6
6
1
5
.
7
12.6 Para el suelo descrito en el problema 12.5, estime el ángulo de fricción pico promedio.
12.7 La tabla siguiente muestra los números de penetración estándar determinados para un
depósito de suelo arenoso en campo:
Profundidad (m) Peso unitario del suelo (kN/m3
) N60
7
9
1
1
6
1
8
1
0
2
2
2
6
6
.
6
1
6
6
.
6
1
6
6
.
6
1
5
5
.
8
1
5
5
.
8
1
5
5
.
8
1
5
5
.
8
1
0
.
3
5
.
4
0
.
6
5
.
7
0
.
9
5
.
0
1
2
1
Determine, utilizando la ecuación (12.19), la variación del ángulo pico de fricción f¿.
Estime un valor promedio de f¿ para el diseño de una cimentación superficial.
Nota: para profundidades mayores a 6 m, el peso específico del suelo es de 18.55 kN/m3.
12.8 En la siguiente tabla se dan los detalles para un depósito de suelo en arena:
9
1
.
5
5
1
1
7
.
2
8
2
1
3
.
7
9
0
.
3
5
.
4
0
.
6
Presión
efectiva de
sobrecarga
Número de
penetración estándar
en campo, N60
Profundidad (m) (kN/m2
)

330
El depósito de arena tiene un promedio de 18% de finos. Use las ecuaciones (12.16) y
(12.17) y la estimación de la densidad relativa media de arena entre las profundidades
de 3 m y 6 m.
12.9 Consulte la figura 12.25. En la capa de arcilla se llevaron a cabo pruebas de veleta de
corte (veleta rectangular). Las dimensiones de paletas fueron 63.5 mm (d) ⫻ 127 mm (h).
Para la prueba en A, el torque requerido para causar la falla fue de 20 N ⭈ m. Para la
arcilla, el límite líquido fue de 50 y el límite plástico de 18. Estime la cohesión no
drenada de la arcilla para utilizarla en el diseño mediante el uso de cada ecuación:
a. Relación l de Bjerrum (ecuación 12.31)
b. l de Morris y Williams y la relación PI (ecuación 12.32a)
c. l de Morris y Williams y la relación LL (ecuación 12.32b)
12.10 En un depósito de arena seca normalmente consolidada, se llevó a cabo una prueba de
penetración de cono. La tabla muestra los resultados:
5
0
.
2
3
2
.
4
1
0
.
6
8
1
.
8
7
9
.
9
2
4
.
2
1
5
.
1
0
.
3
5
.
4
0
.
6
5
.
7
0
.
9
del cono, qc (MN/m2
)
Resistencia de punta
Profundidad (m)
Suponga que el peso específico en seco de la arena es 15.5 kN/m3.
a. Calcule el ángulo pico de fricción promedio, f¿, de la arena. Utilice la ecuación (12.38).
b. Estime la densidad relativa media de la arena. Utilice la ecuación (12.37b) y Qc ⫽ 1.
12.11 Consulte el perfil del suelo que se muestra en la figura 12.26. Suponga que
la resistencia a la penetración de cono, qc, en A, según lo determinado por un
penetrómetro de cono eléctrico, tiene fricción de 0.8 MN/m2.
a. Determine la cohesión no drenada, cu.
b. Encuentre la relación de sobreconsolidación, OCR.
4 m
20
Nivel freático
Arcilla
Arcilla
Figura 12.26

Referencias 331
12.12 Considere una prueba de presurímetro en una arcilla saturada blanda.
Medida del volumen de la celda, Vo ⫽ 535 cm3
po ⫽ 42.4 kN/m2 vo ⫽ 46 cm3
pf ⫽ 326.5 kN/m2 vf ⫽ 180 cm3
Suponiendo que la relación de Poisson, ms, es 0.5 y en referencia a la figura 12.16,
calcule el módulo del presurímetro, Ep.
12.13 En un depósito de arcilla se llevó a cabo una prueba de dilatómetro. El nivel freático se
encuentra a una profundidad de 3 m. A una profundidad de 8 m, la presión de contacto,
po, fue de 280 kN/m2 y el esfuerzo de expansión, p1, fue de 350 kN/m2.
a. Determine el coeficiente de presión de tierra en reposo, Ko.
b. Encuentre la tasa de sobreconsolidación, OCR.
c. ¿Cuál es el módulo de elasticidad, Es?
Suponga s¿
o a una profundidad de 8 m en 95 kN/m2 y ms ⫽ 0.35.
12.14 La velocidad de la onda P en un suelo es 1900 m/s. Suponiendo que la relación de
Poisson es 0.32, calcule el módulo de elasticidad del suelo. Suponga que el peso
específico del suelo es 18 kN/m3.
12.15 En la tabla siguiente se dan los resultados de un estudio de refracción (figura 12.21a)
en un sitio. Determine el espesor y la velocidad de la onda P de los materiales
encontrados.
8
0
.
5
5
.
2
6
1
.
0
1
0
.
5
4
2
.
5
1
5
.
7
1
0
.
7
1
0
.
0
1
2
0
.
0
2
0
.
5
1
2
.
4
2
0
.
0
2
1
.
7
2
0
.
5
2
0
.
8
2
0
.
0
3
1
.
1
3
0
.
0
4
9
.
3
3
0
.
0
5
Distancia a partir
de la fuente de
perturbación (m)
Tiempo de la
primera llegada de
103
)
(s
las ondas P
Referencias
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Capítulo 13: Estabilidad de taludes
334
13.1 Introducción
A una superficie de suelo expuesto que se sitúa en un ángulo con la horizontal se le llama talud
sin restricciones. La pendiente puede ser natural o construida. Si la superficie del suelo no es ho-
rizontal, un componente de la gravedad hará que el suelo se mueva hacia abajo, como se muestra
en la figura 13.1. Si la pendiente es lo suficientemente grande, puede ocurrir falla de la pendiente, es
decir, la masa de suelo en la zona abcdea puede deslizarse hacia abajo. La fuerza motriz supera la
resistencia del suelo al corte a lo largo de la superficie de ruptura.
En muchos casos se espera que los ingenieros civiles realicen cálculos para comprobar
la seguridad de los taludes naturales, taludes de excavaciones y terraplenes compactados. Este
proceso, llamado análisis de estabilidad del talud, implica la determinación y la comparación
del corte desarrollado a lo largo de la superficie de ruptura más probable con la resistencia del
suelo al corte.
C A P Í T U L O 13
Estabilidad de taludes
334
Figura 13.1 Falla de talud
c d
b
e
Suelo después
de la falla de talud
a

13.2 Factor de seguridad 335
El análisis de la estabilidad de un talud no es una tarea fácil. La evaluación de variables
tales como la estratificación del suelo y sus parámetros de resistencia al corte en el lugar puede
llegar a ser una tarea formidable. Las filtraciones a través del talud y la elección de una super-
ficie de deslizamiento potencial añaden complejidad al problema. En este capítulo se explican
los principios básicos que intervienen en el análisis de estabilidad de taludes.
13.2 Factor de seguridad
La tarea del ingeniero encargado de analizar la estabilidad de taludes es determinar el factor de
seguridad. En general, el factor de seguridad se define como
(13.1)
FSs
tf
td
donde
FSs ⫽ factor de seguridad con respecto a la resistencia
tf ⫽ resistencia media del suelo al corte
td ⫽ esfuerzo cortante promedio desarrollado a lo largo de la superficie potencial de falla
La resistencia al corte de un suelo consiste de dos componentes, la cohesión y la fricción,
y se puede expresar como
f c tan (13.2)
donde
c¿ ⫽ cohesión
f¿ ⫽ ángulo de fricción de drenado
s¿ ⫽ esfuerzo normal efectivo en la superficie potencial de falla
De una manera similar, también podemos escribir
(13.3)
td cœ
d s¿ tan fœ
d
donde c¿d y f¿d son, respectivamente, la cohesión eficaz y el ángulo de fricción que se desarrollan
a lo largo de la superficie potencial de falla. Sustituyendo las ecuaciones (13.2) y (13.3) en la
ecuación (13.1), obtenemos
(13.4)
FSs
c¿ s¿ tan f¿
cœ
d s¿ tan fœ
d
Ahora podemos introducir algunos otros aspectos del factor de seguridad, es decir, el
factor de seguridad con respecto a la cohesión, FSc¿, y el factor de seguridad con respecto a la
fricción, FSf¿. Éstos se definen como sigue:
(13.5)
FSc¿
c¿
cœ
d

336
y
(13.6)
FSf¿
tan f¿
tan fœ
d
Cuando se comparan las ecuaciones (13.4), (13.5) y (13.6), vemos que cuando FSc¿ llega
a ser igual a FSf¿, que es el factor de seguridad con respecto a la resistencia. O, si
podemos escribir
(13.7)
FSs FSc¿ FSf¿
c¿
cœ
d
tan f¿
tan fœ
d
Cuando FSs es igual a 1, el talud está en un estado de fallo inminente. En general, un valor
de 1.5 para el factor de seguridad con respecto a la resistencia es aceptable para el diseño de un
talud estable.
13.3 Estabilidad de taludes inﬁnitos
Al considerar el problema de la estabilidad de taludes, podemos comenzar con el caso de un talud
infinito, como se muestra en la figura 13.2. Un talud infinito es aquel en el que H es mucho mayor
que la altura del talud. La resistencia del suelo al corte puede ser dada por la ecuación (13.2)
f c tan
Vamos a evaluar el factor de seguridad contra una posible falla del talud a lo largo del plano AB
situado a una profundidad H por debajo de la superficie del suelo. La falla del talud se puede
producir por el movimiento del suelo por encima del plano AB de derecha a izquierda.
Figura 13.2 Análisis de un talud infinito (sin filtraciones)
d
a
b
c
F
F Ta
Tr
W
R
Na
b
b Nr
b
L
A
B
H
b

13.3 Estabilidad de taludes inﬁnitos 337
Consideremos un elemento de talud, abcd, que tiene una unidad de longitud perpendicu-
lar al plano de la sección mostrada. Las fuerzas, F, que actúan sobre las caras ab y cd son
iguales y opuestas y pueden ser ignoradas. El peso efectivo del elemento de suelo es (con la
presión del agua intersticial igual a 0)
W (volumen del elemento de suelo) (peso unitario del suelo) LH (13.8)
El peso, W, se puede reducir a dos componentes:
1. Fuerza perpendicular al plano AB ⫽ Na ⫽ W cos b ⫽ gLH cos b.
2. Fuerza paralela al plano AB ⫽ Ta ⫽ W sen b ⫽ gLH sen b. Note que ésta es la fuerza
que tiende a causar el deslizamiento a lo largo del plano.
Por lo tanto, la tensión normal efectiva s¿ y el esfuerzo de corte t en la base del elemento
pendiente puede ser dado como
(13.9)
y
(13.10)
t
Ta
área de la base
gLH senb
a
L
cos b
b
gH cos b senb
s¿
Na
área de la base
gLH cos b
a
L
cos b
b
gH cos2
b
La reacción con el peso W es una fuerza igual y opuesta R. Los componentes normal y
tangencial de R con respecto al plano AB son Nr y Tr:
Nr R cos b W cos b (13.11)
Tr R sen b W sen b (13.12)
Para el equilibrio, la resistencia al esfuerzo de corte que se desarrolla en la base del elemento
es igual a (Tr) ⫽ (área de la base) ⫽ gH sen b cos b. Esto también puede escribirse en la forma
[ecuación (13.3)]
td cœ
d s¿ tan fœ
d
El valor del esfuerzo normal efectivo está dado por la ecuación (13.9). La sustitución de la
ecuación (13.9) en la ecuación (13.3) produce
(13.13)
Por lo tanto,
o
(13.14)
cos2
b(tan b tan fœ
d)
cœ
d
gH
senb cos b cos2
b tan fœ
d
gH senb cos b cœ
d gH cos2
b tan fœ
d
td cœ
d gH cos2
b tan fœ
d
El factor de seguridad con respecto a la resistencia fue definido en la ecuación (13.7), de
donde
(13.15)
tan fœ
d
tan f¿
FSs
y cœ
d
c¿
FSs

338
Sustituyendo las relaciones anteriores en la ecuación (13.14), obtenemos
(13.16)
FSs
c¿
gH cos2
b tan b
tan f¿
tan b
Para suelos granulares, c¿ ⫽ 0, y el factor de seguridad, FSs, se hace igual a (tan f¿)/
(tan b). Esto indica que, en talud infinito en la arena, el valor de FSs es independiente de la
altura H, y el talud es estable, siempre y cuando b ⬍ f¿. El ángulo f¿ para suelos no cohesivos
se llama ángulo de reposo.
Si un suelo posee cohesión y fricción, la profundidad del plano a lo largo del cual se pro-
duce el equilibrio crítico puede ser determinado al sustituir FSs ⫽ 1 y H ⫽ Hcr en la ecuación
(13.16). Por lo tanto,
(13.17)
Hcr
c¿
g
1
cos2
b(tan b tan f¿)
Si hay filtración a través del suelo y el nivel freático coincide con la superficie del suelo, como
se muestra en la figura 13.3, el factor de seguridad con respecto a la resistencia se puede obtener
como
(13.18)
FSs
c¿
gsatH cos2
b tan b
g¿
gsat
tan f¿
tan b
Figura 13.3 Talud infinito con filtración
H
b
Ta
Tr
W
R
Na
Nr
b
c
d
a
L
Dirección de
la filtración
B
A
b

13.3 Estabilidad de taludes inﬁnitos 339
Ejemplo 13.1
En la figura 13.4 se muestra un talud infinito. Los parámetros de la fuerza de corte en la
interfase de suelo y roca son los siguientes: c¿ ⫽ 18 kN/m2, f¿ ⫽ 25°.
a. Si H ⫽ 8 m y b ⫽ 20°, encuentre el factor de seguridad contra el deslizamiento sobre la
superficie de la roca.
b. Si b ⫽ 30°, halle la altura, H, para la que Fs ⫽ 1.
Solución
Inciso a
Dada r ⫽ 1900 kg/m3, así que el peso unitario del suelo
0.376 1.28 1.656
18
(18.64)(8)(cos 20)2
(tan 20)
tan 25
tan 20
FSs
c
gH cos2
b tan b
tan f
tan b
g rg
1900 9.81
1000
18.64 kN/m3
H
Densidad, r = 1900 kg/m3
Roca
b
b
Figura 13.4
donde
gsat ⫽ peso unitario del suelo saturado
g¿ ⫽ peso unitario efectivo del suelo

340
Inciso b
11.6 m
18
18.64
1
cos2
30(tan 30 tan 25)
Hcr
c¿
g
1
cos2
b(tan b tan f¿)
Ejemplo 13.2
Consulte la figura 13.4. Si hubo infiltración a través del suelo y el nivel freático coincidió
con la superficie del suelo, ¿cuál sería el valor de Fs? Utilice H ⫽ 8 m, rsat ⫽ 1900 kg/m3 y
b ⫽ 20°.
Solución
sat 18.64 kN/m3
, y w 9.81 kN/m3
. Así
sat w 18.64 9.81 8.83 kN/m3
0.376 0.606 0.982
18
(18.64)(8)(cos 20)2
tan 20
8.83
18.64
tan 25
tan 20
FSs
c¿
gsat H cos2
b tan b
g¿
gsat
tan f¿
tan b
13.4 Taludes ﬁnitos
Cuando el valor de Hcr se aproxima a la altura del talud, éste generalmente se considerará
finito. Cuando se analiza la estabilidad de un talud definido en un suelo homogéneo, por sim-
plicidad, tenemos que hacer una suposición acerca de la forma general de la superficie de falla
potencial. Aunque existe una considerable evidencia de que las fallas de los taludes suelen apa-
recer en las superficies de falla curvas, Culmann (1875) aproxima la superficie de falla potencial
como un avión. El factor de seguridad, el FSs, calculado mediante la aproximación de Culmann
da muy buenos resultados sólo para laderas casi verticales. Después de una extensa investiga-
ción de fallas de pendientes en la década de 1920, una comisión geotécnica sueca recomienda
que la superficie real de deslizamiento se puede aproximar a ser circularmente cilíndrica.
Desde ese momento los análisis de estabilidad de talud más convencionales se han hecho
suponiendo que la curva de potencial de deslizamiento es un arco de círculo. Sin embargo, en
muchas circunstancias (por ejemplo, las presas zonificadas y cimentaciones en los estratos dé-
biles), el análisis de estabilidad con plano de falla de deslizamiento es más apropiado y produce
excelentes resultados.

13.4 Taludes finitos 341
Análisis de talud finito con plano de falla superficial (método de Culmann)
Este análisis se basa en la suposición de que la falla de un talud se produce a lo largo de
un plano cuando el esfuerzo medio de corte que tiende a causar el deslizamiento es mayor
que la resistencia del suelo al corte. Además, el plano más crítico es el que tiene una razón
mínima de la resistencia del suelo al corte a la tensión media de corte que tiende a causar
la falla.
La figura 13.5 muestra un talud de la altura H. La pendiente se eleva en un ángulo b con
la horizontal. AC es un plano de prueba de falla. Si tenemos en cuenta una longitud unitaria
perpendicular a la sección del talud, el peso de la cuña ABC ⫽ W:
(13.19)
1
2
gH2
c
sen(b u)
senb senu
d
1
2
H(H cot u H cot b)g
W
1
2
(H)(BC)(1)(g)
Las componentes normal y tangencial de W con respecto al plano AC son las siguientes:
(13.20)
(13.21)
1
2
gH2
c
sen(b u)
sen b sen u
d sen u
Ta componente tangencial W sen u
1
2
gH2
c
sen(b u)
sen b sen u
d cos u
Na
componente normal W cos u
Figura 13.5 Análisis de un talud finito: método de Culmann
H
q
b
A
R
Nr
tf = c⬘+ s ⬘tan f⬘
Peso unitario del suelo = g
Ta
Tr
C
W
B
Na

342
El esfuerzo normal efectivo promedio y el esfuerzo cortante en el plano AC se pueden dar por
(13.22)
y
(13.23)
1
2
gHc
sen(b u)
sen b sen u
d sen2
u
Ta
(AC)(1)
Ta
a
H
sen u
b
t esfuerzo de corte promedio
1
2
gHc
sen(b u)
sen b sen u
d cos u sen u
Na
(AC)(1)
Na
a
H
sen u
b
s¿ esfuerzo normal efectivo promedio
El esfuerzo de corte promedio resistivo desarrollado a lo largo del plano AC también se puede
expresar como
(13.24)
cœ
d
1
2
gHc
sen(b u)
sen b sen u
d cos u sen u tan fœ
d
td cœ
d s¿ tan fœ
d
Ahora, a partir de las ecuaciones (13.23) y (13.24), tenemos
(13.25)
o
(13.26)
cœ
d
1
2
gHc
sen(b u)(sen u cos u tan fœ
d)
sen b
d
1
2
gHc
sen(b u)
sen b sen u
d sen2
u cœ
d
1
2
gHc
sen(b u)
sen b sen u
d cos u sen u tan fœ
d
La expresión en la ecuación (13.26) se deduce del plano prueba de falla AC. En un esfuer-
zo para determinar el plano de falla crítico, se utiliza el principio de máximos y mínimos (para
un valor dado de f¿d) para encontrar el ángulo en el que la cohesión desarrollada sería máxima.
Por lo tanto, la primera derivada de c¿d con respecto a u es igual a 0, o
(13.27)
0cœ
d
0u
0
Ya que g, H y b son constantes en la ecuación (13.26), tenemos
(13.28)
0
0u
[sen(b u)(sen u cos u tan fœ
d)] 0

13.4 Taludes ﬁnitos 343
Al resolver la ecuación (13.28) se obtiene el valor crítico, o
(13.29)
ucr
b fœ
d
2
Sustituyendo del valor de u ⫽ ucr en la ecuación (13.26) da como resultado
(13.30)
cœ
d
gH
4
c
1 cos(b fœ
d)
senb cos fœ
d
d
La altura máxima del talud para el que se produce el equilibrio crítico se puede obtener
mediante la sustitución de c¿d ⫽ c¿y f¿d ⫽ f¿ en la ecuación (13.30). Por lo tanto,
(13.31)
Hcr
4c¿
g
c
sen b cos f¿
1 cos(b f¿)
d
Ejemplo 13.3
Un corte debe ser hecho en un suelo que tiene g ⫽ 17 kN/m3, c¿ ⫽ 40 kN/m2 y f¿ ⫽ 15º. El
lado de corte del talud hará un ángulo de 30º con la horizontal. ¿Qué profundidad de corte
del talud tendrá un factor de seguridad, FSs, de 3?
Solución
Se tiene que f¿ ⫽ 15º y c¿ ⫽ 40 kN/m2. Si FSs ⫽ 3, entonces, FSc¿ y FSf¿ deben ser iguales
a 3. Tenemos
o
Del mismo modo,
o
fœ
d tan 1
c
tan 15
3
d 5.1°
n
a
t fœ
d
tan f¿
FSf¿
tan f¿
FSs
tan 15
3
FSf¿
tan f¿
tan fœ
d
cœ
d
c¿
FSc¿
c¿
FSs
40
3
13.33 kN/m2
FSc¿
c¿
cœ
d
Sustituyendo los valores anteriores de c¿d y f¿d en la ecuación (13.31) se obtiene
H
4cœ
d
g
c
sen b cos fœ
d
1 cos(b fœ
d)
d
4 13.33
17
c
sen 30 cos 5.1
1 cos(30 5.1)
d 16.8 m

344
13.5 Análisis de un talud ﬁnito con una superﬁcie
cilíndrica de falla general
En general, la falla del talud se produce en uno de los siguientes modos (figura 13.6):
1. Cuando la falla se produce de tal manera que la superficie de deslizamiento se cruza con el
talud en o por encima de su punta, que se denomina falla de talud (figura 13.6a). El círculo
de falla se conoce como círculo de punta, si pasa a través de la punta del talud, y como
círculo pendiente si pasa por encima de la punta del talud. Bajo ciertas circunstancias es
posible tener una falla de talud poco profunda, tal como se muestra en la figura 13.6b.
2. Cuando la falla se produce de tal manera que la superficie de deslizamiento pasa a cierta
distancia por debajo de la punta del talud, se le llama falla de base (figura 13.6c). El
círculo de falla en el caso de la falla de base se llama círculo de punto medio.
En general, los procedimientos de análisis de estabilidad pueden dividirse en dos clases
principales:
1. Procedimiento de la masa. En este caso la masa del suelo por encima de la superficie de
deslizamiento se toma como una unidad. Este procedimiento es útil cuando se supone que
el suelo que forma el talud es homogéneo, aunque éste no es el caso en la mayoría de los
taludes naturales.
2. Método de dovelas. En este procedimiento el suelo por encima de la superficie de
deslizamiento se divide en una serie de cortes paralelos verticales. Se calcula la
Figura 13.6 Modos de falla de un talud finito: (a) falla de talud; (b) falla superficial de talud; (c) falla de base
Círculo de punta
O
O
Círculo
pendiente
Círculo del
punto medio
O
L L
(a)
(b) (c)

13.6 Procedimiento de masa del análisis de estabilidad (superﬁcie circular de falla cilíndrica) 345
estabilidad de cada una de las dovelas por separado. Ésta es una técnica versátil en la que
la no homogeneidad de los suelos y la presión de agua intersticial pueden ser tomadas
en consideración. También representa la variación del esfuerzo normal a lo largo de la
superficie potencial de falla.
Los fundamentos del análisis de estabilidad de taludes mediante el procedimiento de
masas y el método de dovelas se presentan en las siguientes secciones.
13.6 Procedimiento de masa del análisis de estabilidad
(superﬁcie circular de falla cilíndrica)
A. Taludes en suelo arcilloso homogéneo F ⫽ 0 (condición sin drenaje)
La figura 13.7 muestra un talud en un suelo homogéneo. Se supone que la resistencia al corte
del suelo sin drenaje es constante con la profundidad y puede ser dada por tf ⫽ cu. Para realizar
el análisis de estabilidad, elegimos una curva de prueba de potencial de deslizamiento AED, que
es un arco de un círculo que tiene un radio r. El centro del círculo se encuentra en O. Conside-
rando la unidad de longitud perpendicular a la sección del talud, podemos obtener el peso total
del suelo por encima de la curva AED como W ⫽ W1 ⫽ W2, donde
W1 (área de FCDEF)( )
y
W2 (área de ABFEA)( )
Tenga en cuenta que g ⫽ peso unitario del suelo saturado.
La falla del talud se puede producir por el deslizamiento de la masa del suelo. El momen-
to de la fuerza motriz sobre O para causar inestabilidad del talud es
Md W1l1 W2l2 (13.32)
donde l1 y l2 son los brazos de momento.
Figura 13.7 Análisis de estabilidad del talud en suelo de arcilla homogénea (f ⫽ 0)
O
Nr(reacción normal)
C
D
B
A
E
H
l2
Peso de la unidad de
suelo = γ
τf = cu
u
Radio = r
cd
cd
F
W2
cd
W1
l1

346
La resistencia al deslizamiento se deriva de la cohesión que actúa a lo largo de la super-
ficie potencial de deslizamiento. Si cd es la cohesión que necesita ser desarrollada, entonces el
momento de las fuerzas de resistencia sobre O es
(13.33)
Para el equilibrio, MR = Md; por lo tanto,
o
(13.34)
cd
W1l1 W2l2
r2
u
cdr2
u W1l1 W2l2
MR cd(AED
ˆ)(1)(r) cdr2
u
El factor de seguridad contra deslizamiento puede ahora ser encontrado:
(13.35)
FSs
tf
cd
cu
cd
Observe que la curva de posibilidades de deslizamiento, AED, se eligió arbitrariamente. La
superficie crítica es aquella para la cual la relación de cu de cd es un mínimo. En otras palabras,
cd es máxima. Para encontrar la superficie crítica para el deslizamiento se realiza una serie de
ensayos para diferentes círculos de prueba. El valor mínimo del factor de seguridad obtenido
de este modo es el factor de seguridad contra el deslizamiento de la pendiente, y el círculo corres-
pondiente es el círculo crítico.
Los problemas de estabilidad de este tipo fueron resueltos analíticamente por Fellenius
(1927) y Taylor (1937). Para el caso de los círculos críticos, la cohesión desarrollada puede ser
expresada por la relación
cd Hm
o
(13.36)
cd
gH
m
Note que el término m en el lado derecho de la ecuación anterior es adimensional y se conoce
como número de estabilidad. La altura crítica (es decir, FSs ⫽ 1) del talud se puede evaluar
mediante la sustitución de H ⫽ Hcr y cd ⫽ cu (movilización completa de la resistencia al corte
sin drenaje) en la ecuación (13.36). Por lo tanto,
(13.37)
Hcr
cu
gm

En la figura 13.8 se dan los valores del número de estabilidad m para diversos ángulos de
pendiente b. Terzaghi y Peck (1967) utilizaron el término gH/cd, el recíproco de m, y lo llamaron
factor de estabilidad. La figura 13.8 se debe utilizar con cuidado. Tenga en cuenta que es válida
para taludes de arcilla saturada y es aplicable únicamente a condiciones no drenadas (f ⫽ 0).
En referencia a la figura 13.8, tenga en cuenta estos aspectos:
1. Para ángulo de inclinación b mayor que 53º, el círculo crítico es siempre un círculo de
punta. La ubicación del centro del círculo crítico de punta puede ser encontrado con la
ayuda de la figura 13.9.
2. Para b ⬍ 53º, el círculo crítico puede ser uno de punta, pendiente o del punto medio,
dependiendo de la ubicación de la base firme bajo el talud. Esto se conoce como función
de profundidad, que se define como
(13.38)
D
distancia vertical desde la parte superior del talud a la base firme
altura del talud
3. Cuando el círculo crítico es un círculo del punto medio (es decir, la superficie de falla es
tangente a la base firme), su posición se puede determinar con la ayuda de la figura 13.10.
4. El valor máximo posible del número de estabilidad para la falla en el círculo del punto
medio es 0.181.
Figura 13.8 Definición de parámetros para una falla de círculo del punto medio
nH
H
DH
Capa de suelo
Círculo de la punta

348
Fellenius (1927) también investigó el caso de los círculos críticos de punta del talud
con b ⬍ 53°. La ubicación de éstos puede ser determinada con el uso de la figura 13.11 y la
tabla 13.1. Observe que estos círculos críticos de punta no son necesariamente los círculos más
críticos que existen.
Figura 13.9 Localización del centro de los círculos críticos para b 53º
b (grados)
50
a
y
u
(grados)
30
60 70 80 90
40
50
60
70
80
u
u
b
O
a

Figura 13.10 Localización del círculo del punto medio (Basado en Fellenius, 1927, y Terzaghi y Peck, 1967)
Figura 13.11 Localización del centro de los círculos críticos de punta para b ⬍ 53º (Basado en
Fellenius, 1927)
n
Ángulo de pendiente, b (grados)
1
n⬘
O
β
α2
α1
Tabla 13.1 Localización del centro de los círculos críticos
de punta (b ⬍ 53°)
1 2
n
1.0 45 28 37
1.5 33.68 26 35
2.0 26.57 25 35
3.0 18.43 25 35
5.0 11.32 25 37
(grados) (grados) (grados)
Nota: para datos de n¿, b, a1 y a2, vea la figura 13.11

350
Ejemplo 13.4
Un talud de corte de arcilla saturada (figura 13.12) forma un ángulo de 60º con la horizontal
a. Determine la profundidad máxima hasta la que el corte se podría hacer. Suponga que
la superficie crítica para el deslizamiento es circularmente cilíndrica. ¿Cuál será la
naturaleza del círculo fundamental (es decir, punta, pendiente o punto medio)?
b. Haciendo referencia al inciso a, determine la distancia del punto de intersección del
círculo crítico de falla desde el borde superior del talud.
c. ¿A qué profundidad se debe hacer el corte si se requiere un factor de seguridad de 2
contra el deslizamiento?
Solución
Inciso a
Ya que el ángulo de la pendiente b ⫽ 60º ⬎ 53º, el círculo crítico es un círculo de punta.
A partir de la figura 13.8, para b ⫽ 60º, m ⫽ 0.195. Usando la ecuación (13.37), se tiene
Hcr
cu
gm
35
(18)(0.195)
9.97 m
Inciso b
Consulte la figura 13.13. Para el círculo crítico, se tiene
BC EF AF AE Hcr(cot a cot 60°)
De la figura 13.9, para b ⫽ 60º la magnitud de a es 35º; por lo tanto
BC 9.97 (cot 35 cot 60) 8.48 m
Inciso c
La cohesión desarrollada es
cd
cu
FSs
35
2
17.5 kN/m2
18 kN/m3
35 kN/m2
60°
b
f
g
Figura 13.12

De la figura 13.8, para b ⫽ 60º, m ⫽ 0.195. Por lo tanto, se tiene
H
cd
gm
17.5
(18)(0.195)
4.99 m
60°
B C
Hcr
F
E
O
A
a
Figura 13.13
Ejemplo 13.5
Un talud de corte fue excavado en una arcilla saturada. La pendiente hace un ángulo de 40º
con la horizontal. La falla del talud se produjo cuando el corte llegó a una profundidad de
6.1 m. Exploraciones de suelo anteriores mostraron que una capa de roca se encuentra a una
profundidad de 9.15 m. Asuma una condición no drenada y gsat ⫽ 17.29 kN/m3.
a. Determine la cohesión no drenada de la arcilla (utilice la figura 13.8).
b. ¿Cuál fue la naturaleza del círculo crítico?
c. Con referencia a la punta del talud, ¿a qué distancia se cruza la superficie de deslizamiento
con el fondo de la excavación?
Solución
Inciso a
Haciendo referencia a la figura 13.8, encontramos
Hcr
cu
gm
gsat 17.29 kN/m3
D
9.15
6.1
1.5

352
De la figura 13.8, para b ⫽ 40º y D ⫽ 1.5, m ⫽ 0.175. Por lo tanto, se tiene
cu (Hcr)(g)(m) (6.1)(17.29)(0.175) 18.5 kN/m2
Inciso b
Círculo del punto medio
Inciso c
De la figura 13.10, para D ⫽ 1.5 y b ⫽ 40º, n ⫽ 0.9, por lo que
distance (n)(Hcr) (0.9)(6.1) 5.49 m
B. Taludes en suelo homogéneo con F ⬎ 0
En la figura 13.14a se muestra un talud en un suelo homogéneo. La resistencia del suelo al corte
está dada por
f c tan
Se supone que la presión de agua intersticial es 0. AC
ˆ es un arco circular de prueba que pasa a
través de la punta del talud y O es el centro del círculo. Teniendo en cuenta la longitud unitaria
perpendicular a la sección del talud, encontramos
peso del suelo cuña ABC ⫽ W ⫽ (área de ABC)(g)
Para el equilibrio, las siguientes fuerzas están actuando en la cuña:
1. C¿d: la resultante de la fuerza cohesiva que es igual a la cohesión unitaria desarrollada
multiplicada por la longitud de la cuerda AC. La magnitud de C¿d está dada por
(figura 13.14b)
(13.39)
Cœ
d cœ
d(AC)
C¿d actúa en una dirección paralela a la cuerda AC (figura 13.14b) y a una distancia a
desde el centro del círculo O tal que
o
(13.40)
a
cœ
d(AC
ˆ)r
Cœ
d
AC
ˆ
AC
r
Cœ
d(a) cœ
d(AC
ˆ)r
2. F: la resultante de las fuerzas normales y de fricción a lo largo de la superficie
de deslizamiento. En equilibrio, la línea de acción de F pasará a través del punto de
intersección de la línea de acción de W y C¿d.
Ahora, si suponemos que la fricción completa es movilizada (f¿d ⫽ f¿ o FSf¿ ⫽ 1), en-
tonces la línea de acción de F formará un ángulo f¿ con una normal al arco y, por lo tanto, será
tangente a un círculo con su centro en O y radio r sen f¿. Este círculo es denominado círculo
de fricción. En realidad, el radio del círculo de fricción es un poco más grande que r sen f¿.

Dado que se conocen las direcciones de W, C¿d y F, así como la magnitud de W, podemos
trazar un polígono de fuerzas tal como se muestra en la figura 13.14c. La magnitud de C¿
d se
puede determinar a partir del polígono de fuerzas. Así que se puede encontrar la cohesión uni-
taria desarrollada:
cœ
d
Cœ
d
AC
Figura 13.14 Análisis de taludes en suelos homogéneos con f¿ ⬎ 0
O
a
b
A
W
F
C
B
H
rsen f⬘
r
r
a
␶f = c⬘+ s tan f⬘
C⬘
d
u
f⬘
(a)
C⬘
d
dC⬘
d
(b)
C⬘
d
W
F
(c)
′

354
La determinación de la magnitud de c¿
d descrita anteriormente se basa en una superficie
de prueba de deslizamiento. Se deben hacer varios ensayos para obtener la superficie de desli-
zamiento más crítica a lo largo de la cual la cohesión desarrollada es un máximo. Por lo tanto,
es posible expresar la cohesión máxima desarrollada a lo largo de la superficie crítica como
(13.41)
cœ
d gH[f(a, b, u, f )]
Para el equilibrio crítico, es decir, FSc¿ ⫽ FSf´ ⫽ FSs ⫽ 1, podemos sustituir H ⫽ Hcr y c¿d ⫽ c¿
en la ecuación (13.41):
o
(13.42)
c¿
gHcr
f(a, b, u, f¿) m
c¿ gHcr[f(a, b, u, f¿)]
donde m ⫽ número de estabilidad. Los valores de m para diversos valores de fc y b se dan en la
figura 13.15, que se basa en el análisis de Taylor (1937). Esto puede ser usado para determinar
el factor de seguridad, Fs, del talud homogéneo. El procedimiento para realizar el análisis es el
siguiente:
1. Determinar c¿, f¿, g, b y H.
2. Supongamos varios valores de f¿
d. (Nota: f¿
d ⱕ f¿, tal que f¿
d(1), f¿
d(2). . . . ; columna 1 de
la tabla 13.2.)
3. Determinar FSf¿ para cada valor supuesto de f¿
d como (columna 2, tabla 13.2)
FSf¿(2)
tan f¿
tan f¿d(2)
FSf¿(1)
tan f¿
tan f¿
d(1)
4. Para cada valor asumido de f¿
d y b, determinar m (es decir, m1, m2, m3,. . . .) de la figura
13.15 (columna 3, tabla 13.2).
5. Determinar la cohesión desarrollada para cada valor de m como (columna 4, tabla 13.2)
c d(1) m1 H
c d(2) m2 H
6. Calcular FSc¿ para cada valor de c¿
d (columna 5, tabla 13.2), o
FSc¿(2)
c¿
c¿d(2)
FSc¿(1)
c¿
c¿d(1)
7. Trazar la curva de FSf¿ vs. la correspondiente FSc¿ (figura 13.16) y determinar FSs ⫽
FSf¿⫽ FSc¿.
Un ejemplo de la determinación de FSs mediante el procedimiento antes descrito se da en el
ejemplo 13.7.

Figura 13.15 Número de estabilidad de Taylor
Número
de
estabilidad,
Ángulos de fricción del suelo, grados
Ángulo de
la pendiente,
Tabla 13.2 Determinación de FSs por el método del círculo de fricción
d m cd FSc
)
5
(
)
4
(
)
3
(
)
2
(
)
1
(
d(1) m1 m1 H c d(1)
d(2) m2 m2 H c d(2)
c¿
c¿d(2)
FSc¿(2)
tan f¿
tan f¿d(2)
c¿
c¿d(1)
FSc¿(1)
tan f¿
tan f¿d(1)
FSF¿
tan F¿
tan F¿
d

356
Usando el método del círculo de fricción de Taylor para la estabilidad del talud (como se
muestra en el ejemplo 13.7) Singh (1970) proporcionó gráficas de factores de seguridad iguales,
el FSs, para diversos taludes. Utilizando los resultados de Singh (1970), las variaciones de c¿/gH
con factor de seguridad (FSs) para varios ángulos de fricción (f¿) se representan gráficamente
en la figura 13.17. Las figuras 13.18a y b muestran los contornos de ángulo de pendiente b en
gráficas de
c
gH
frente f¿ para el FSs ⫽ 3 y 2, respectivamente.
Más recientemente, Michalowski (2002) hizo un análisis de estabilidad de taludes sim-
ples utilizando el método cinemático del análisis límite aplicado a un mecanismo de colapso
de rotación rígida. La superficie de falla en el suelo supuesta en este estudio es un arco de una
espiral logarítmica (figura 13.19). Los resultados de este estudio se resumen en la figura 13.20,
de la que FSs puede obtenerse directamente.
Figura 13.16 Gráfica de FSf¿ vs. FSc¿ para determinar FSs
Figura 13.17 Gráfica de c H frente a FSs, para varios taludes y f¿ (Basado en Singh, 1970)
30°
0
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.5
1 2 3
25°
20°
15°
10°
Factor de seguridad, FSs
(a) 1 vertical a 1 horizontal
=5°
c'
g H
f⬘

30°
0
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.5
1 2 3
25°
20°
15°
10°
(b) 1 vertical a 1.5 horizontal
f' =5°
c'
g H
30°
0
0.1
0
0.2
0.3
0.4
0.5
1 2 3
25°
20°
15°
10°
(c) 1 vertical a 2 horizontal
=5°
g H
c'
f⬘
30°
0
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.5
1 2 3
25°
20°
15°
10°
(d) 1 vertical a 2.5 horizontal
f' =5°
g H
c'

18.43° 21.8°
26.57° 33.69°
0
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.6
0.5
20 30
10 40 50
f' (grados)
b =45°
FSs = 3
g H
c'
(a)
18.43° 21.8°
26.57°
33.69°
0
0
0.1
0.2
0.3
0.4
0.6
0.5
20 30
10 40 50
f' (grados)
b =45°
g H
c'
FSs = 2
(b)
Espiral logarítmica
Figura 13.18 Contornos del ángulo de pendiente b para (a) FSs ⫽ 3; (b) FSs ⫽ 2 (Basado en Singh, 1970)
Figura 13.19 Análisis de estabilidad usando el mecanismo de colapso rotacional

Ejemplo 13.6
Halle la altura crítica de un talud con b ⫽ 45° que será construido con un suelo que tiene f¿ ⫽ 20°
y c¿ ⫽ 15 kN/m2. El peso unitario del suelo compactado será de 17 kN/m3.
Solución
Tenemos
m
c¿
gHcr
De la figura 13.15, para b ⫽ 45° y f¿ ⫽ 20°, m ⫽ 0.062. Por lo tanto
Hcr
c
gm
15
17 0.062
14.2 m
Figura 13.20 Análisis de estabilidad de Michalowski de taludes simples
Ejemplo 13.7
En la figura 13.21a se muestra un talud. Determine el factor de seguridad con respecto a la
resistencia. Utilice la figura 13.15.
Solución
Si suponemos que la fricción completa se moviliza, entonces se hace referencia a la figura
13.15 (para b ⫽ 30° y f¿
d ⫽ f¿ ⫽ 20°), obtenemos

360
o
cd (0.025)(16)(12) 4.8 kN/m2
Por lo tanto,
y
Fc¿
c¿
cd
¿
20
4.8
4.17
Ff¿
tan f¿
tan f¿d
tan 20
tan 20
1
m 0.025
cd
¿
gH
Ya que Fc¿ ⫽ Ff¿, éste no es el factor de seguridad con respecto a la resistencia.
12 m
f⬘
g
30°
16 kN/m3
20 kN/m2
20°
c⬘
(a)
0 1 2 3 4 5 6
0
1
2
3
4
5
6
45⬚
Fc⬘
Ff⬘
(b)
Fs
Fs
Figura 13.21

Ahora hagamos otra prueba. Dejemos que el ángulo de fricción desarrollada, f¿
d, sea
igual a 15°. Para b ⫽ 30° y el ángulo de fricción igual a 15°,
(figura 13.15)
o
cd 0.046 16 12 8.83 kN/m2
Para esta prueba,
y
Fc¿
c¿
cd
¿
20
8.83
2.26
Ff¿
tan f¿
tan f¿
d
tan 20
tan 15
1.36
m 0.046
c¿
d
gH
Se pueden hacer cálculos similares de Ff¿ y Fc¿ para varios valores supuestos de f¿
d que apa-
recen en la tabla siguiente
d tan d F m (kN/m2
) Fc
20 0.364 1 0.025 4.8 4.17
15 0.268 1.36 0.046 8.83 2.26
10 0.176 2.07 0.075 14.4 1.39
5 0.0875 4.16 0.11 21.12 0.95
cd
¿
En la figura 13.21b los valores de Ff¿ han sido graficados en contra de sus valores correspon-
dientes de Fc¿, de los que obtenemos
Fc¿ F Fs 1.73
f¿
Ejemplo 13.8
Resuelva el ejemplo 13.7 utilizando la figura 13.20.
Solución
Dados c¿ ⫽ 20 kN/m2, g ⫽ 16 kN/m3, H ⫽ 12 m, f¿ ⫽ 20º. Por lo que
c¿
gH tan f¿
20
(16)(12)(tan 20)
0.286
Con b ⫽ 30º y
c¿
gH tan f¿
0.286, la figura 13.20 resulta en
Fs
tan f¿
4.7. Por lo tanto,
Fs (4.7)(tan 20°) 1.71

362
13.7 Método de las dovelas o rebanadas
El análisis de estabilidad utilizando el método de las dovelas o rebanadas puede ser explica-
do por referencia a la figura 13.22a, en la que AC es un arco de un círculo que representa la
superficie de la prueba de falla. El suelo por encima de la superficie de la prueba de falla se
divide en varias dovelas verticales. La anchura de cada una de éstas no necesita ser la misma.
Considerando la longitud unitaria perpendicular a la sección transversal mostrada, las fuerzas
que actúan sobre una porción típica (dovela enésima) se muestran en la figura 13.22b. Wn es el
peso efectivo de la dovela. Las fuerzas Nr y Tr son las componentes normal y tangencial de la
reacción R, respectivamente. Pn y Pn⫹1 son las fuerzas normales que actúan sobre los lados de
la dovela. Del mismo modo, las fuerzas de corte que actúan sobre los lados de la dovela son Tn
y Tn⫹1. Por simplicidad, se supone que la presión de agua intersticial es 0. Las fuerzas Pn, Pn⫹1,
Tn y Tn⫹1 son difíciles de determinar. Sin embargo, podemos hacer una suposición aproximada
de que las resultantes de Pn y Tn son iguales en magnitud a las resultantes de Pn⫹1 y Tn⫹1, y
también que sus líneas de acción coinciden.
Para la consideración de equilibrio, tenemos
Nr Wn cos an
La resistencia de la fuerza de corte se puede expresar como:
(13.43)
Tr td(¢Ln)
tf (¢Ln)
FSs
1
FSs
[c¿ s¿ tan f¿]¢Ln
El esfuerzo efectivo normal, s¿, en la ecuación (13.43) es igual a
Nr
¢Ln
W
n cos an
¢Ln
Para el equilibrio de la cuña de ensayo ABC, el momento de la fuerza motriz sobre O es
igual al momento de la fuerza de resistencia sobre O,
o
(13.44)
FSs
a
n p
n 1
(c¿¢Ln W
n cos an tan f¿)
a
n p
n 1
W
n sen an
a
n p
n 1
W
nrsen an a
n p
n 1
1
FSs
ac¿
W
n cos an
¢Ln
tan f¿ b(¢Ln)(r)
Nota: ΔLn en la ecuación (13.44) es aproximadamente igual a (bn)/(cos an), donde bn ⫽ ancho
de la dovela n-ésima.
Observe que el valor de an puede ser positivo o negativo. El valor de an es positivo cuando
la pendiente del arco está en el mismo cuadrante que la pendiente del terreno. Para encontrar
el factor mínimo de seguridad, es decir, el factor de seguridad para el círculo crítico, deben

13.7 Método de las dovelas o rebanadas 363
Figura 13.22 Análisis de estabilidad por el método ordinario de dovelas: (a) superficie de la
prueba de falla; (b) fuerzas actuantes en la n-ésima dovela
f
t
a
a
a
s
sen a

364
hacerse pruebas cambiando el centro de la prueba círculo. Este método se conoce generalmente
como el método de dovelas ordinario.
En el desarrollo de la ecuación (13.44), se supone que la presión de poros es cero. Sin
embargo, para la filtración estacionaria a través de los taludes, que es la situación en muchos
casos prácticos, la presión del agua intersticial tiene que ser tomada en consideración cuando
se utilizan los parámetros de resistencia al corte eficaces. Así que tenemos que modificar lige-
ramente la ecuación (13.44).
La figura 13.23 muestra un talud a través del cual hay filtración estacionaria. Para la
dovela n-ésima, la presión media de agua intersticial en la parte inferior de la dovela es igual a
un ⫽ hn␥w. La fuerza total causada por la presión del agua intersticial en la parte inferior de
la dovela n-ésima es igual a un ΔLn. Por lo tanto, la ecuación (13.44) para el método de dovelas
ordinario se modificará para quedar como
(13.45)
FSs
a
n p
n 1
[c¿ ¢Ln (W
n cos an un ¢Ln)]tan f¿
a
n p
n 1
W
n sen an
Ejemplo 13.9
Para el talud que se muestra en la figura 13.24, encuentre el factor de seguridad contra el
deslizamiento para la prueba de deslizamiento superficial de AC. Utilice el método de dovelas
ordinario.
Solución
La cuña deslizante se divide en siete dovelas. Otros cálculos se muestran en la tabla.
Figura 13.23 Estabilidad de los taludes con filtración estacionaria
b
Superficie
freática
Filtración

13.8 Método de dovelas simpliﬁcado de Bishop 365
Dovela
núm.
W n Wn sen n Wn cos n
n cos n Ln (m) (kN/m) (kN/m)
(1) (2) (3) (4) (5) (6) (7) (8)
1 22.4 70 0.94 0.342 2.924 21.1 6.7
2 294.4 54 0.81 0.588 6.803 238.5 173.1
3 435.2 38 0.616 0.788 5.076 268.1 342.94
4 435.2 24 0.407 0.914 4.376 177.1 397.8
5 390.4 12 0.208 0.978 4.09 81.2 381.8
6 268.8 0 0 1 4 0 268.8
7 66.58 8 0.139 0.990 3.232 9.25 65.9
col. 6 col. 7 col. 8
30.501 m 776.75 kN/m 1637.04 kN/m
(kN/m) (grados) sen
(30.501)(20) (1637.04)(tan 20)
776.75
1.55
FSs
(g col. 6)(c¿) (g col. 8)tan f¿
g col. 7
f
g
Escala
Figura 13.24
13.8 Método de dovelas simpliﬁcado de Bishop
En 1955, Bishop propuso una solución más refinada que el método de dovelas ordinario. En
este método, el efecto de las fuerzas sobre los lados de cada dovela es representado en cierta
medida. Podemos estudiar este método haciendo referencia al análisis del talud presentado en la

366
figura 13.22. Las fuerzas que actúan sobre el segmento enésimo mostradas en la figura 13.22b
han sido redibujadas en la figura 13.25a. Ahora, sea Pn ⫺ Pn⫹1 ⫽ ΔP y Tn ⫺ Tn⫹1 ⫽ ΔT. Asi-
mismo, podemos escribir
(13.46)
Tr Nr(tan fœ
d) cœ
d¢Ln Nr a
tan f¿
FSs
b
c¿¢Ln
FSs
La figura 13.25b muestra el polígono de fuerza para el equilibrio de la n-ésima dovela.
Sumando las fuerzas en la dirección vertical obtenemos
o
(13.47)
Nr
W
n ¢T
c¿¢Ln
FSs
sen an
cos an
tan f¿ sen an
FSs
W
n ¢T Nr cos an c
Nr tan f¿
FSs
c¿¢Ln
FSs
d sen an
Figura 13.25 Método de dovelas simplificado de Bishop: (a) fuerzas actuantes sobre la n-ésima
dovela; (b) polígono de fuerza para el equilibrio
f
f
a
a
a

13.8 Método de dovelas simpliﬁcado de Bishop 367
Para el equilibrio de la cuña de prueba ABC (figura 13.22a), tomando el momento alre-
dedor de O se obtiene
(13.48)
a
n p
n 1
W
nr senan a
n p
n 1
Trr
donde Tr
(13.49)
1
FSs
(c¿ ¢Ln Nr tan f¿)
1
FSs
(c¿ s¿ tan f¿)¢Ln
Sustituyendo las ecuaciones (13.47) y (13.49) en la ecuación (13.48), se obtiene
(13.50)
donde
(13.51)
ma(n) cos an
tan f¿ sen an
FSs
FSs
a
n p
n 1
(c¿bn W
n tan f¿ ¢T tan f¿)
1
ma(n)
a
n p
n 1
W
n sen an
Por simplicidad, si ΔT ⫽ 0, entonces la ecuación (13.50) se convierte en
(13.52)
FSs
a
n p
n 1
(c¿bn W
n tan f¿)
1
ma(n)
a
n p
n 1
W
n sen an
Observe que el término FSs está presente en ambos lados de la ecuación (13.52). Por lo
tanto, hay que adoptar un procedimiento de ensayo y error para encontrar el valor de FSs. Al
igual que en el método de dovelas ordinario, debe investigarse un número de superficies de falla
para encontrar la superficie crítica que proporciona el factor de seguridad mínimo. La figura
13.26 muestra la variación de ma(n) [ecuación (13.51)], con an y tan f¿/FSs.
El método simplificado de Bishop es probablemente el método más utilizado. Cuando se
incorpora en los programas de computadora, produce resultados satisfactorios en la mayoría de los
casos. El método de dovelas ordinario se presenta en este capítulo como una herramienta de
aprendizaje. Rara vez se utiliza ahora, porque es demasiado conservador.
Al igual que en la ecuación (13.45) para la condición estacionaria (figura 13.23), la ecua-
ción (13.52) se puede modificar a la siguiente forma:
(13.53)
FSs
a
n p
n 1
[c¿bn (W
n unbn)tan f¿]
1
m(a)n
a
n p
n 1
W
n sen an

368
Observe que en las ecuaciones (13.52) y (13.53), Wn es el peso total de la dovela. En la
ecuación (13.53), tenemos
Wn peso total de la n-ésima dovela bnzn (13.54)
donde
zn ⫽ altura promedio de la n-ésima dovela
un ⫽ hngw
Por lo tanto, podemos hacer que
(13.55)
ru(n)
un
gzn
hngw
gzn
Observe que ru(n) es una cantidad adimensional. Sustituyendo las ecuaciones (13.54) y (13.55)
en la ecuación (13.53), y simplificando, se obtiene
(13.56)
FSs £
1
a
n p
n 1
bn
H
zn
H
sen an
§ a
n p
n 1
•
c¿
gH
bn
H
bn
H
zn
H
[1 ru(n)]tan f¿
ma(n)
¶
Para la condición de filtración estacionaria puede tomarse un valor promedio ponderado de ru(n),
el cual es una constante. Hagamos que este valor sea ru. Para la mayoría de los casos prácticos, el
valor de ru puede variar por arriba de 0.5. Por lo tanto,
(13.57)
FSs £
1
a
n p
n 1
bn
H
zn
H
sen an
§ a
n p
n 1
•
c¿
gH
bn
H
bn
H
zn
H
(1 ru)tan f¿
ma(n)
¶
Figura 13.26 Variación de ma(n) con an y tan f¿/FSs [ecuación (13.51)]
a
a
grados)

13.9 Análisis de taludes simples con ﬁltración estacionaria 369
13.9 Análisis de taludes simples con
ﬁltración estacionaria
Varias soluciones han sido desarrolladas en el pasado para el análisis de la estabilidad de los
taludes simples con filtración estacionaria. La siguiente es una lista parcial de las soluciones:
• Solución de Bishop y Morgenstern (1960)
• Solución de Spencer (1967)
• Solución de Cousins (1978)
• Solución de Michalowski (2002)
Las soluciones de Spencer (1967) y Michalowski (2002) se presentan en esta sección.
Solución de Spencer
El método de dovelas simplificado de Bishop descrito en la sección 13.8 satisface las ecuacio-
nes de equilibrio con respecto al momento, pero no con respecto a las fuerzas. Spencer (1967)
ha proporcionado un método para determinar el factor de seguridad (FSs), teniendo en cuenta
las fuerzas entre dovelas (Pn, Tn, Pn⫹1, Tn⫹1, como se muestra en la figura 13.22), el cual no sa-
tisface las ecuaciones de equilibrio con respecto al momento y las fuerzas. Los detalles de este
método de análisis están más allá del alcance de este texto; sin embargo, el resultado final de la
obra de Spencer se resume en esta sección en la figura 13.27. Observe que ru, como se muestra
en la figura 13.27, es el mismo que el definido por la ecuación (13.57).
Con el fin de usar las tablas indicadas en la figura 13.27 y para determinar el valor reque-
rido de FSs, tiene que utilizarse el siguiente procedimiento paso a paso.
Paso 1: Determinar c¿, g, H, b, f¿ y ru para la pendiente dada.
Paso 2: Suponer un valor de FSs.
Paso 3: Calcular c [FSs(supuesta) H].
Paso 2
c
Paso 4: Con el valor de c¿/FSsgH calculada en el paso 3 y el ángulo de inclinación b,
introduzca el gráfico ade0cuado en la figura 13.27 para obtener f¿
d. Note que las
figuras 13.27a, b y c, son, respectivamente, para ru, de 0, 0.25 y 0.5, respectiva-
mente.
Paso 5: Calcular FSs tan f tan f d.
Paso 4
c
Paso 6: Si los valores de FSs que ha supuesto en el paso 2 no son los mismos que los
calculados en el paso 5, repita los pasos 2, 3, 4 y 5 hasta que sean los mismos.
Solución de Michalowski
Michalowski (2002) utiliza el enfoque de análisis cinemático límite, similar al mostrado en las
figuras 13.19 y 13.20, para analizar taludes con filtración estacionaria. Los resultados de este
análisis se resumen en la figura 13.28 para ru ⫽ 0.25 y ru ⫽ 0.5. Observe que la figura 13.20 es
aplicable para la condición ru ⫽ 0.

⬘
Ángulo de pendiente
ru ⫽ 0
ru ⫽ 0.25
ru ⫽ 0.5
Ángulo de pendiente grados
grados
Ángulo de pendiente grados
Figura 13.27 Solución de Spencer parcela de c¿FSsgH versus b

13.9 Análisis de taludes simples con ﬁltración estacionaria 371
Figura 13.28 Solución de Michalowski para la condición de filtración estacionaria

Ejemplo 13.11
Resuelva el ejemplo 13.10 utilizando la solución de Michalowski (figura 13.28).
Solución
c¿
gH tan f¿
20
(18.5)(21.62)(tan 25)
0.107
372
Ejemplo 13.10
Un talud particular bajo filtraciones estacionarias tiene los siguientes parámetros: H ⫽ 21.62 m,
f¿⫽ 25º, pendiente: 2H:1V, c¿ ⫽ 20 kN/m2, g ⫽ 18.5 kN/m3, ru ⫽ 0.25. Determine el factor
de seguridad, FSs. Utilice el método de Spencer.
Solución
Dado: H ⫽ 21.62 m, b ⫽ 26.57º, c¿ ⫽ 20 kN/m2, g ⫽ 18.5 kN/m3, f¿ ⫽ 25º y ru ⫽ 0.25.
Ahora se puede preparar la tabla siguiente.
FSs(calculado)
(grad) FSs(supuesto) d
a
(grad)
26.57 1.1 0.0455 18 1.435
26.57 1.2 0.0417 19 1.354
26.57 1.3 0.0385 20 1.281
26.57 1.4 0.0357 21 1.215
tan F¿
tan F¿
d
c¿
FSs(supuesto)gH
aDe la figura 13.27b
La figura 13.29 muestra una gráfica de FSs(supuesto) contra FSs(calculado) a partir de la cual
FSs ⫽ 1.3.
1.3
1.0 1.2 1.4 1.6
1.6
1.4
1.2
1.0
45⬚
FS
s(calculado)
FSs(supuesto)
Figura 13.29

13.11 Resumen 373
Para ru ⫽ 0.25, de la figura 13.28,
FSs
tan f¿
3.1. Por lo tanto
FSs (3.1)(tan 25) 1.45
13.10 Procedimiento de masa de estabilidad de taludes
arcillosos con fuerzas sísmicas (suelo c¿-F¿)
De forma similar a las mostradas en las figuras 13.20 y 13.28, Michalowski (2002) resuelve la
estabilidad de los taludes de suelos c¿-f¿ con fuerzas sísmicas (y presión de poros cero). Esta
solución utiliza el enfoque de análisis cinemático límite suponiendo que la superficie de falla
es un arco de una espiral logarítmica. Los resultados de esta solución se muestran en la figura
13.30 (véase la página 374).
13.11 Resumen
Este capítulo ha introducido los conceptos fundamentales del análisis de estabilidad de taludes.
Algunos de los aspectos más destacados se resumen a continuación:
1. El factor de seguridad con respecto a la resistencia (FSs) es igual al factor de seguridad
con respecto a la cohesión (FSc¿). Cuando se hace igual al factor de seguridad con
respecto a la fricción (FSf¿), o
FSs FSc FS
2. El factor de seguridad FSs para taludes infinitos puede ser dado por las ecuaciones (13.16)
y (13.18), respectivamente, para con y sin filtración estacionaria.
3. El método de Culman proporciona el factor de seguridad FSs de taludes finitos con la su-
posición de que la superficie potencial de falla es un plano (sección 13.4).
4. Para una superficie de falla circular cilíndrica de taludes en suelos de arcilla saturada [ecua-
ción (13.37) y figura 13.8],
Hcr
cu
gm
donde m ⫽ número de estabilidad ⫽ f(b, D)
De forma similar, para un suelo c¿-f¿ (figura 13.15)
Hcr
c¿
gm
donde m ⫽ f(b, f¿)
5. El método de dovelas ordinario es un método para determinar FSs en el que el suelo por
encima de la superficie de prueba de falla se analiza para la estabilidad dividiéndola en
varias dovelas verticales (sección 13.7).
6. El método de dovelas simplificado de Bishop (sección 13.8) es una técnica mejorada del mé-
todo de dovelas ordinario para determinar el factor de seguridad con respecto a la resistencia.
7. La solución de Spencer (1967) y de Michalowski (2002) se puede utilizar para analizar la
estabilidad de taludes con filtraciones estacionarias (sección 13.9).

374
Figura
13.30
Solución
de
Michalowski
para
suelos
c¿-f¿
con
fuerzas
sísmicas
(Note
que
k
n
⫽
coefi
ciente
de
aceleración
horizontal)

Problemas 375
Problemas
13.1 Consulte la figura 13.2. Para el talud infinito, dado g ⫽ 18 kN/m3, c¿ ⫽ 10 kN/m2,
f¿ ⫽ 22º.
a. Si b ⫽ 28º, ¿cuál será la altura H de equilibrio crítico?
b. Si b ⫽ 28º y H ⫽ 3 m, ¿cuál será el factor de seguridad del talud contra el desliza-
miento?
c. Si b ⫽ 28º, encuentre la altura H que tendrá un factor de seguridad de 2.5 contra el
deslizamiento.
13.2 Consulte el talud infinito con filtración que se muestra en la figura 13.3. Para el talud,
dado: b ⫽ 20º, H ⫽ 7.62 m. Los parámetros del suelo son: Gs ⫽ 2.60, e ⫽ 0.5, f¿ ⫽
22º, c¿ ⫽ 28.75 kN/m2. Encuentre el factor de seguridad contra el deslizamiento por el
plano AB.
13.3 Repita el problema 13.2 con la siguiente información: H ⫽ 4 m, f¿ ⫽ 20º, c¿ ⫽ 25 kN/
m2, gsat ⫽ 18 kN/m3, b ⫽ 45º.
13.4 En la figura 13.31 se muestra un talud. AC representa un plano de prueba de falla.
Encuentre el factor de seguridad contra el deslizamiento para la cuña ABC.
13.5 En la figura 13.5 se muestra un talud finito. Suponiendo que se produzca la falla
del talud a lo largo de un plano (la suposición de Culmann), encuentre la altura del
talud para el equilibrio crítico dado f¿ ⫽ 25º, c¿ ⫽ 19.2 kN/m2, g ⫽ 18.05 kN/m3
y b ⫽ 50º.
13.6 Repita el problema 13.5 con f¿ ⫽ 20º, c¿ ⫽ 25 kN/m2, g ⫽ 18 kN/m3 y b ⫽ 45º.
13.7 Consulte la figura 13.5. Usando los parámetros del suelo dados en el problema
13.5, halle la altura del talud, H, que tendrá un factor de seguridad de 2 contra el
deslizamiento. Suponga que la superficie crítica para deslizamiento es un plano.
13.8 Consulte la figura 13.5. Dada f¿ ⫽ 15º, c¿ ⫽ 9.6 kN/m2, g ⫽ 18.0 kN/m3, b ⫽ 60º y
H ⫽ 2.7 m, determine el factor de seguridad con respecto al deslizamiento. Suponga
que la superficie de deslizamiento crítica es un plano.
13.9 Consulte el problema 13.8. Halle la altura del talud, H, que tendrá FSs ⫽ 1.5. Suponga
que la superficie de deslizamiento crítica es un plano.
Figura 13.31
f
g

376
13.10 Un talud de corte debe ser hecho en una arcilla blanda con sus lados creciendo en un
ángulo de 75º respecto a la horizontal (figura 13.32). Suponga que cu ⫽ 31.1 kN/m2
y g ⫽ 17.3 kN/m3.
a. Determine la máxima profundidad hasta la cual la excavación puede llevarse a cabo.
b. Encuentre el radio, r, del círculo crítico cuando el factor de seguridad es igual a 1
(inciso a).
c. Encuentre la distancia BC.
13.11 Usando el gráfico dado en la figura 13.8, determine la altura de un talud, a 1 vertical
al horizontal 1, en arcilla saturada que tiene una resistencia al corte sin drenar de
25 kN/m2. El factor de seguridad deseado contra el deslizamiento es 2. Dados
g ⫽ 18 kN/m3 y D ⫽ 1.2.
13.12 Consulte el problema 13.11. ¿Cuál debe ser la altura crítica del talud? ¿Cuál será la
naturaleza del círculo crítico?
13.13 Un talud de corte fue excavado en una arcilla saturada. El ángulo de inclinación b es
igual a 40º con respecto a la horizontal. La falla del talud se produjo cuando el corte
llegó a una profundidad de 8.5 m. Exploraciones de suelo anteriores mostraron que a
una profundidad de 12 m hay una capa de roca. Suponga una condición no drenada y
gsat ⫽ 18.5 kN/m3.
a. Determine la cohesión no drenada de la arcilla (utilice la figura 13.8).
b. ¿Cuál fue la naturaleza del círculo crítico?
c. Con referencia a la punta del talud, a qué distancia se cruza la superficie de desliza-
miento con el fondo de la excavación.
13.14 Consulte la figura 13.33. Utilice la tabla de Taylor f¿ ⬎ 0 (figura 13.15) para encontrar
la altura crítica de la pendiente en cada caso:
a. n¿ ⫽ 2, f¿ ⫽ 15º, c¿ ⫽ 31.1 kN/m2 y g ⫽ 18.0 kN/m3
b. n¿ ⫽ 1, f¿ ⫽ 25º, c¿ ⫽ 24 kN/m2 y g ⫽ 18.0 kN/m3
c. n¿ ⫽ 2.5, f¿ ⫽ 12º, c¿ ⫽ 25 kN/m2 y g ⫽ 17 kN/m3
d. n¿ ⫽ 1.5, f¿ ⫽ 18º, c¿ ⫽ 18 kN/m2 y g ⫽ 16.5 kN/m3
Figura 13.32
a
u
Radio

Problemas 377
13.15 Resuelva el problema 13.14a, c y d utilizando la figura 13.27.
13.16 Consulte la figura 13.33 y usando la figura 13.15 encuentre el factor de seguridad con
respecto al deslizamiento de los siguientes casos:
a. n¿ ⫽ 2, f¿ ⫽ 10º, c¿ ⫽ 33.5 kN/m2, g ⫽ 17.29 kN/m3 y H ⫽ 15.2 m
b. n¿ ⫽ 1.0, f¿ ⫽ 20º, c¿ ⫽ 19.2 kN/m2, g ⫽ 18.08 kN/m3 y H ⫽ 9.15 m
13.17 Resuelva el problema 13.16 usando la figura 13.20.
13.18 Consulte la figura 13.34 y utilizando el método de dovelas ordinario encuentre el factor
de seguridad contra el deslizamiento para el caso de prueba b ⫽ 45º, f¿ ⫽ 20º,
c¿ ⫽ 19.2 kN/m2, g ⫽ 18.08 kN/m3, H ⫽ 12.2 m, a ⫽ 30º y u ⫽ 70º.
Figura 13.34
Figura 13.33
f
g
f
g
a
u
b

378
13.19 Determine el factor de seguridad mínimo para la condición de filtración en estado
estacionario de una pendiente con los siguientes parámetros: H ⫽ 6.1 m, b ⫽ 26.57º,
f¿ ⫽ 25º, c¿ ⫽ 5.5 kN/m2, g ⫽ 18 kN/m3 y ru ⫽ 0.5. Utilice el método de Spencer.
13.20 Resuelva el problema 13.19 usando la figura 13.28.
Referencias
Bishop, A. W. (1955). “The Use of Slip Circle in the Stability Analysis of Earth Slopes,” Geotechnique,
Vol. 5, No. 1, 7–17.
Bishop, A. W., and Morgenstern, N. R. (1960). “Stability Coefficients for Earth Slopes,” Geotechnique,
Vol. 10, No. 4, 129–147.
Cousins, B. F. (1978). “Stability Charts for Simple Earth Slopes,” Journal of the Geotechnical Enginee-
ring Division, ASCE, Vol. 104, No. GT2, 267–279.
Culmann, C. (1875). Die Graphische Statik, Meyer and Zeller, Zurich.
Fellenius, W. (1927). Erdstatische Berechnungen, edición revisada, W. Ernst u. Sons, Berlin.
Michalowski, R. L. (2002). “Stability Charts for Uniform Slopes,” Journal of Geotechnical and Geoen-
vironmental Engineering, ASCE, Vol. 128, No. 4, 351–355.
Singh, A. (1970). “Shear Strength and Stability of Man-Made Slopes,” Journal of the Soil Mechanics and
Foundations Division, ASCE, Vol. 96, No. SM6, 1879–1892.
Spencer, E. (1967). “A Method of Analysis of the Stability of Embankments Assuming Parallel Inter-
Slice Forces,” Geotechnique, Vol. 17, No. 1, 11–26.
Taylor, D. W. (1937). “Stability of Earth Slopes,” Journal of the Boston Society of Civil Engineers, Vol.
24, 197–246.
Terzaghi, K., and Peck, R. B. (1967). Soil Mechanics in Engineering Practice, 2nd ed., Wiley, NewYork.

14.1 Introducción
Estructuras de retención, tales como muros de contención, muros de sótano y mamparas, se en-
cuentran comúnmente en las técnicas de cimentación, y pueden soportar las bajadas de las masas
de tierra. Un diseño adecuado y la construcción de estas estructuras requieren un conocimiento
profundo de las fuerzas laterales que actúan entre las estructuras de contención y las masas de
suelo que será retenido. Estas fuerzas laterales son causadas por la presión lateral de tierra.
En general, la presión lateral de tierra se puede dividir en tres categorías principales, de-
pendiendo de la naturaleza del movimiento de la estructura de contención. Ellas son:
• Presión de reposo
• Presión activa
• Presión pasiva
Este capítulo está dedicado al desarrollo de los principios para la estimación de las presiones
laterales descritas anteriormente.
14.2 Presión de tierra en reposo
Consideremos la masa de suelo mostrada en la figura 14.1. La masa está limitada por una pared
AB sin fricción que se extiende a una profundidad infinita. Un elemento de suelo situado a una
profundidad z es sometido a presiones efectivas verticales y horizontales de s¿o y s¿
h, respecti-
vamente. Para este caso, ya que el suelo es seco, tenemos
y
sœ
h sh
sœ
o so
dónde so y sh total de presiones verticales y horizontales, respectivamente. Además, note
que no existen esfuerzos cortantes en los planos vertical y horizontal.
C A P Í T U L O 14
Presión lateral de tierra
379

Capítulo 14: Presión lateral de tierra
380
Si la pared AB es estática, es decir, si no se mueve a la derecha o a la izquierda de su
posición inicial, la masa de suelo estará en un estado de equilibrio elástico; esto es, la defor-
mación horizontal es 0. La razón del esfuerzo horizontal efectivo a la tensión vertical se llama
coeficiente de presión de tierra en reposo, Ko, o
(14.1)
Ya que gz, tenemos
(14.2)
sœ
h Ko(gz)
sœ
o
Ko
sœ
h
sœ
o
Para los suelos de grano grueso, el coeficiente de tierra en reposo puede ser estimado por
la relación empírica (Jaky, 1944)
(14.3)
Ko 1 sen f¿
donde f¿ ángulo de fricción máximo drenado.
Para el suelo de grano grueso sobreconsolidado, ecuación (14.3), puede ser modificado como
(Mayne y Kulhawy, 1982)
(14.4)
Ko (1 sen f¿)(OCR)sen f¿
Figura 14.1 Presión de tierra en reposo
t
g
s
s
s s
tan f¿
Peso unitario de suelo

donde OCR relación de sobreconsolidación. La relación de preconsolidación se definió en
el capítulo 9 como
(14.5)
OCR
presión de preconsolidación
presión efectiva de sobrecarga presente
Para los suelos de grano fino normalmente consolidados, Massarsch (1979) propuso la siguien-
te ecuación para Ko:
(14.6)
Ko 0.44 0.42 c
PI (%)
100
d
Para arcillas sobreconsolidadas, el coeficiente de tierra en reposo se puede aproximar como
(14.7)
Ko(sobreconsolidada) Ko(normalmente consolidada)2OCR
La magnitud de Ko en la mayoría de los suelos oscila entre 0.5 y 1.0, quizá con los valores más
altos para arcillas altamente sobreconsolidadas.
La figura 14.2 muestra la distribución de presión de tierra en reposo en una pared con
altura H. La fuerza total por unidad de longitud de la pared, Po, es igual al área del diagrama de
presión, por lo tanto
(14.8)
Po
1
2
KogH2
Figura 14.2 Distribución de la presión lateral de tierra en reposo sobre una pared
g
t s f
g
Peso unitario

382
Presión de tierra en reposo para suelo sumergido parcialmente
La figura 14.3a muestra una pared de altura H. El nivel freático se encuentra a una profundidad
H1, y no hay agua de compensación en el otro lado de la pared. Para z H1, la presión lateral
total de tierra en reposo se puede dar como s¿h Kogz.
Figura 14.3 Distribución de la presión de tierra en reposo para un suelo sumergido parcialmente
s
s
g
g
g
g
g
g
g g
g
g
Peso unitario del suelo
Peso unitario
saturado del suelo
Nivel freático

La variación de s¿
h con la profundidad se muestra por el triángulo ACE en la figura 14.3a.
Sin embargo, para z H1 (es decir, por debajo del nivel freático), la presión en la pared se
encuentra a partir del esfuerzo efectivo y los componentes de presión del agua intersticial de la
siguiente manera:
presión vertical efectiva H1 (z H1
s¿
o (14.9)
)
donde g¿ gsat gw peso unitario efectivo del suelo. Por lo tanto, la presión lateral en re-
poso efectiva es
(14.10)
sœ
h Kosœ
o Ko[gH1 g¿(z H1)]
La variación de s¿h con la profundidad se muestra por CEGB en la figura 14.3a. Una vez más,
la presión lateral del agua intersticial es
u w(z H1 )
1
1
.
4
1
(
)
La variación de u con la profundidad se muestra en la figura 14.3b.
Por lo tanto, la presión lateral del conjunto de tierra y el agua a cualquier profundidad
z H1 es igual a
h h u
Ko[ H1 (z H1)] w(z H1 (14.12)
)
La fuerza por unidad de longitud de la pared se puede encontrar a partir de la suma de las
áreas de los diagramas de presión de las figuras 14.3a y b, y es igual a
(14.13)
Área Área Áreas
ACE CEFB EFG e IJK
o
(14.14)
Po
1
2
Ko[gH2
1 2gH1H2 g¿H2
2]
1
2
gwH2
2
u
•
•
Po
1
2
KogH2
1 KogH1H2
1
2
(Kog¿ gw)H2
2
14.3 Teoría de Rankine de las presiones activa
y pasiva de la tierra
El término equilibrio plástico en el suelo se refiere a la condición en la que cada punto en una
masa de suelo está a punto de fallar. Rankine (1857) investigó las condiciones de presión sobre el
suelo en un estado de equilibrio plástico. Esta sección se ocupa de la teoría de la presión de tierra
de Rankine.
Estado activo de Rankine
La figura 14.4a muestra la misma masa de suelo que se ilustra en la figura 14.1. Está delimitada
por una pared AB sin fricción que se extiende a una profundidad infinita. Los principales esfuer-
zos efectivos verticales y horizontales en un elemento de suelo a una profundidad z son s¿
o y s¿
h,
respectivamente. Como lo vimos en la sección 14.2, si a la pared AB no se le permite moverse
en absoluto, entonces s¿
h Kos¿
o. La condición de presión sobre el elemento de suelo puede ser
representada por el círculo de Mohr en la figura 14.4b. Sin embargo, si se permite que la pared AB
se aleje de la masa de suelo poco a poco, entonces el esfuerzo principal horizontal efectivo dismi-

384
Figura 14.4 Presión activa de tierra de Rankine
g
Esfuerzo normal
Esfuerzo
cortante

nuirá. Finalmente, se llegará a un estado en el que la condición de estrés en el elemento de suelo
puede ser representada por el círculo b de Mohr, produciéndose el estado de equilibrio plástico y
la falla del suelo. Este estado es el estado activo de Rankine, y la presión s¿o en el plano vertical
(que es un plano principal) es la presión activa de tierra de Rankine. A continuación se presenta
la deducción de la expresión para expresar s¿o en términos de g, z, c¿ y f¿.
g
g

386
De la figura 14.4b, tenemos
pero
y
por lo tanto
o
o
(14.15)
Pero
y
Sustituyendo lo anterior en la ecuación 14.15, obtenemos
(14.16)
sœ
a gz tan2
a45
f¿
2
b 2c¿ tana45
f¿
2
b
cos f¿
1 sen f¿
tan a 45
f¿
2
b
1 sen f¿
1 sen f¿
tan2
a45
f¿
2
b
sœ
o presión de sobrecarga vertical efectiva gz
sœ
a sœ
o
1 sen f¿
1 sen f¿
2c
cos f¿
1 sen f¿
c¿ cos f¿
sœ
o sœ
a
2
sen f¿
sœ
o sœ
a
2
sen f¿
sœ
o sœ
a
2
c¿ cot f¿
sœ
o sœ
a
2
OC
sœ
o sœ
a
2
AO c cot f
CD radio del círculo fracaso
sœ
o sœ
a
2
sen f¿
CD
AC
CD
AO OC
La variación de s¿
o con la profundidad se muestra en la figura 14.4c. Para suelos no co-
hesivos, c¿ 0 y
(14.17)
sœ
a sœ
o tan2
a45
f¿
2
b

La razón s¿a a s¿o se denomina coeficiente de presión activa de tierra de Rankine, Ka, o
(14.18)
Ka
sœ
a
sœ
o
tan2
a45
f¿
2
b
Una vez más, de la figura 14.4b podemos ver que los planos de falla en el suelo forman án-
gulos de (45º f¿/2) grados con la dirección del plano mayor principal, es decir, la horizontal.
Estos planos de falla se denominan planos de deslizamiento, y se muestran en la figura 14.4d.
Estado pasivo de Rankine
En la figura 14.5 se ilustra el estado pasivo de Rankine. AB es una pared sin fricción (figura
14.5a) que se extiende a una profundidad infinita. La condición de presión inicial en un ele-
mento de suelo está representada por el círculo a de Mohr en la figura 14.5b. Si la pared es
empujada poco a poco sobre la masa del suelo, el esfuerzo principal efectivo s¿
h aumentará. En
última instancia la pared llegará a un estado en el que la condición de tensión en el elemento de
suelo puede ser representada por el círculo b de Mohr. En este momento se producirá la falla
del suelo; esto se conoce como estado pasivo de Rankine. La presión lateral efectiva de tierra
Figura 14.5 Presión pasiva de tierra de Rankine
g
g
Esfuerzo normal
Esfuerzo
cortante

388
s¿p, que es el esfuerzo principal mayor, se denomina presión pasiva de tierra de Rankine. De la
figura 14.5b, se puede demostrar que
(14.19)
gz tan2
a45
f¿
2
b 2c¿ tan a45
f¿
2
b
sœ
p sœ
o tan2
a45
f¿
2
b 2c¿ tana 45
f¿
2
b
La deducción es similar a la de estado activo de Rankine.
La figura 14.5c muestra la variación de la presión pasiva con la profundidad. Para suelos
no cohesivos (c¿ 0), tenemos
o
(14.20)
sœ
p
sœ
o
Kp tan2
a45
f¿
2
b
sœ
p sœ
o tan2
a45
f¿
2
b
en la ecuación anterior, Kp se conoce como coeficiente de presión pasiva de tierra de Rankine.
Los puntos D y D¿ en el círculo de falla (figura 14.5b) corresponden a los planos de des-
lizamiento en el suelo. Para el estado pasivo de Rankine, los planos de deslizamiento forman
ángulos de (45 f¿/2) grados con la dirección del plano principal menor, es decir, en la
dirección horizontal. La figura 14.5d muestra la distribución de los planos de deslizamiento de
la masa de suelo.
Efecto de pared ﬂexible
De la discusión anterior se sabe que es necesario movimiento suficiente de la pared para alcan-
zar un estado de equilibrio plástico. Sin embargo, la distribución de la presión lateral de tierra
contra una pared está muy influenciada por la manera en que la pared se flexiona en realidad.
En la mayoría de los muros de contención sencillos, el movimiento puede producirse por simple
traslación o, más frecuentemente, por rotación alrededor de la parte inferior.
Para el análisis teórico preliminar, consideremos un muro de contención sin fricción re-
presentado por un plano AB, como se muestra en la figura 14.6a. Si la pared AB gira lo sufi-
cientemente cerca de su fondo a una posición A¿B, entonces un terreno triangular masivo ABC¿
adyacente a la pared alcanzará el estado activo de Rankine. Debido a que los planos de desli-
zamiento en el estado activo de Rankine forman ángulos de (45 f¿/2) grados con el plano
principal mayor, la masa de suelo en el estado de equilibrio plástico está limitada por el plano BC¿,
que forma un ángulo de (45 f¿/2) grados con la horizontal. El suelo dentro de la zona ABC¿ se
somete a la misma deformación unitaria en la dirección horizontal en todas partes, que es igual
a ΔLa/La. La presión lateral de tierra sobre la pared a cualquier profundidad z desde la superficie
del suelo se puede calcular por la ecuación (14.16).

De manera similar, si la pared sin fricción AB (figura 14.6b) gira suficientemente dentro
de la masa del suelo a una posición A–B, a continuación la masa triangular del suelo ABC– llega-
rá a un estado pasivo de Rankine. El plano de deslizamiento BC– delimita la cuña de suelo que
se encuentra en un estado de equilibrio plástico y forma un ángulo de (45 f¿/2) grados con la
horizontal. Cada punto de la tierra en la zona triangular ABC– se somete a la misma unidad de
Figura 14.6 Rotación de paredes sin fricción alrededor del fondo

390
deformación en la dirección horizontal, que es igual a ΔLp/Lp. La presión pasiva en la pared en
cualquier profundidad z puede ser evaluada mediante el uso de la ecuación (14.19).
Los valores típicos de la inclinación mínima de la pared (ΔLa y ΔLp) necesaria para alcan-
zar el estado de Rankine se dan en la tabla 14.1.
14.4 Diagramas para la distribución de la presión lateral
de tierra en función de los muros de contención
Suelo de relleno no cohesivo con superﬁcie horizontal de terreno
Caso activo. La figura 14.7a muestra un muro de contención con relleno del suelo no cohesivo
que tiene una superficie horizontal de terreno. El peso unitario y el ángulo de fricción del suelo
son g y f¿, respectivamente. Para el estado activo de Rankine, la presión de tierra a cualquier
profundidad contra el muro de contención puede obtenerse por medio de la ecuación (14.16):
(Nota: c 0)
sa sœ
a Kagz
sa aumenta linealmente con la profundidad, y en la parte inferior de la pared será
(14.21)
sa KagH
La fuerza total, Pa, por unidad de longitud de la pared es igual al área del diagrama de presión,
por lo tanto
(14.22)
Pa
1
2
KagH2
Caso pasivo. La distribución de la presión lateral contra un muro de contención de altura H en
estado pasivo de Rankine se muestra en la figura 14.7b. La presión lateral de tierra a cualquier
profundidad z [ecuación(14.20), c¿ 0] es
(14.23)
sp sœ
p KpgH
La fuerza total, Pp, por unidad de longitud del muro es
(14.24)
Pp
1
2
KpgH2
Suelo de relleno parcialmente sumergido no cohesivo soportando una sobrecarga
Caso activo. La figura 14.8a muestra un muro de contención sin fricción de altura H y un
relleno de suelos no cohesivos. El nivel freático se encuentra a una profundidad H1 y el relleno
Tabla 14.1 Valores típicos de ΔLa/H y ΔLp/H para el estado Rankine
Tipo de suelo La/H Lp/H
4
0
.
0
2
0
.
0
Arcilla blanda
2
0
.
0
1
0
.
0
Arcilla rígida
0.01
0.001–0.002
Arena suelta
0.005
0.0005–0.001
Arena densa

14.4 Diagramas para la distribución de la presión lateral de tierra en función de los muros de contención 391
está soportando una presión de sobrecarga q por unidad de área. De la ecuación (14.18), sabe-
mos que la presión activa de tierra efectiva a cualquier profundidad se puede dar por
(14.25)
sœ
a Kasœ
o
donde s¿
o y s¿
a son la presión vertical efectiva y presión lateral, respectivamente.
g
g
g
g
Cuña de falla
Cuña de falla
Figura 14.7 Distribución de la presión contra un muro de contención para el suelo de relleno no
cohesivo con la superficie horizontal del terreno: (a) estado activo de Rankine, (b) estado pasivo de
Rankine

392
Figura 14.8 Distribución de la presión activa de tierra de Rankine contra un muro de contención para
suelo de relleno no cohesivo parcialmente sumergido soportando una sobrecarga
g
g
g
g g g g g g
Sobrecarga = q
Cuña de falla
Nivel freático

En z 0,
(14.26)
y
(14.27)
Para una profundidad z H1,
(14.28)
y
(14.29)
Para una profundidad z H,
(14.30)
y
(14.31)
sœ
a Ka(q gH1 g¿H2)
sœ
o (q gH1 g¿H2)
sa sœ
a Ka(q gH1)
so sœ
o (q gH1)
sa sœ
a Kaq
so sœ
o q
donde g¿ gsat gw. La variación de s¿
a con la profundidad se muestra en la figura 14.8b.
La presión lateral del agua intersticial sobre la pared entre z 0 y H1 es 0, y para z H1
«sta aumenta linealmente con la profundidad (figura 14.8c). Para z H,
u gwH2
El diagrama de la presión lateral total, s¿
a, (figura 14.8d) es la suma de los diagramas de
presión que se muestran en las figuras 14.8b y c. La fuerza activa total por unidad de longitud
de la pared es el área del diagrama de presión total. Por lo tanto,
(14.32)
Pa KaqH
1
2
KagH2
1 KagH1H2
1
2
(Kag¿ gw)H2
2
Caso pasivo. La figura 14.9a muestra el mismo muro de contención de la figura 14.8a. La
presión pasiva de Rankine (efectiva) a cualquier profundidad contra la pared puede ser dada por
la ecuación (14.20):
sœ
p Kpsœ
o
Usando la ecuación anterior, podemos determinar la variación de s¿p con la profundidad, como
se muestra en la figura 14.9b. La variación de la presión del agua sobre la pared con la profun-
didad se muestra en la figura 14.9c. La figura 14.9d muestra la distribución de la presión total,
s¿p, con la profundidad. La fuerza pasiva lateral total por unidad de longitud de la pared es el
área del diagrama dado en la figura 14.9d, o
(14.33)
Pp KpqH
1
2
KpgH2
1 KpgH1H2
1
2
(Kpg¿ gw)H2
2
Suelo de relleno cohesivo con relleno horizontal
Caso activo. La figura 14.10a muestra un muro de contención sin fricción con un suelo de
relleno cohesivo. La presión activa contra la pared a cualquier profundidad puede expresarse
como [ecuación (14.15)]
sœ
a Kagz 2c 2Ka

394
Figura 14.9 Distribución de la presión pasiva de tierra de Rankine contra un muro de contención para
suelo de relleno no cohesivo parcialmente sumergido soportando una sobrecarga
g
g
g g g g
g g
g
Sobrecarga
Cuña de falla
Nivel freático

Figura 14.10 Distribución de la presión activa de tierra de Rankine contra un muro de contención para
suelo de relleno cohesivo
g g
Cuña de falla

396
La variación de Kagz con la profundidad se muestra en la figura 14.10b y la variación de 2c¿1Ka la
profundidad se muestra en la figura 14.10c. Observe que 2c¿1Ka no es una función de z y, por
lo tanto, la figura 14.10c es un rectángulo. La variación del valor neto de s¿a con la profundidad
se representa gráficamente en la figura 14.10d. Observe también que, debido al efecto de cohe-
sión, s¿a es negativo en la parte superior del muro de contención. La profundidad zo a la que la
presión activa se hace igual a 0 se puede encontrar a partir de la ecuación (14.16) como
o
(14.34)
zo
2c
g2Ka
Kagzo 2c¿2Ka 0
Para la condición no drenada, es decir, f 0, Ka tan2 45 1 y c cu (cohesión no
drenada), tenemos
(14.35)
zo
2cu
g
Por lo tanto, con el tiempo las grietas de tensión en la interfase suelo-pared se desarrollarán
hasta una profundidad zo.
La fuerza activa total por unidad de longitud de la pared se puede encontrar a partir del
área del diagrama de presión total (figura 14.10d), o
(14.36)
Para la condición f 0
(14.37)
Pa
1
2
gH2
2cuH
Pa
1
2
KagH2
22KacH
Para el cálculo de la fuerza activa total es una práctica común tomar en cuenta las grietas
de tensión. Puesto que no hay contacto entre el suelo y la pared hasta una profundidad zo des-
pués del desarrollo de grietas de tensión, sólo se considera la distribución de la presión activa
contra la pared entre z 2c /(g1Ka) y H (figura 14.10d). En ese caso,
Pa
1
2
(KagH 21Kac¿) aH
2c¿
g1Ka
b
(14.38)
1
2
KagH2
21Kac¿H 2
c¿2
g
Para la condición f 0,
(14.39)
Pa
1
2
gH2
2cuH 2
c2
u
g
Note que en la ecuación (14.39) g es el peso unitario saturado del suelo.

Caso pasivo. La figura 14.11a muestra el mismo muro de contención con relleno similar al
considerado en la figura 11.10a. La presión pasiva de Rankine contra la pared a la profundi-
dad z puede ser dada por [ecuación (14.19)]
Para z 0,
(14.40)
y en z H,
(14.41)
sp sœ
p KpgH 21Kpc
sp sœ
p 21Kpc
sœ
p Kpgz 21Kpc
La variación de sp s¿
p se muestra con detalle en la figura 14.11b. La fuerza pasiva por unidad
de longitud de la pared se puede encontrar a partir del área de los diagramas de presión como
(14.42)
Pp
1
2
KpgH2
21Kpc H
Para la condición f 0, Kp 1 y
(14.43)
Pp
1
2
gH2
2cuH
En la ecuación (14.43), g es el peso unitario saturado del suelo.
Figura 14.11 Distribución de la presión pasiva de tierra de Rankine contra un muro de contención para
suelo de relleno cohesivo
g
Cuña de falla

398
Ejemplo 14.1
Si la pared de retención que se muestra en la figura 14.12 no puede moverse, ¿cuál será la
fuerza lateral por unidad de longitud de la pared? Use f¿ 26°.
Solución
Si la pared no puede moverse, el relleno va a ejercer presión de tierra en reposo. Por lo tanto,
[ecuación (14.2)]
sœ
h sh Kosœ
o Ko(gz)
Ko (1 sen )(OCR)sen
(1 sen 26)(2)sen 26
0.761
y en z 0, s¿h 0; a 4.5 m, s¿h (0.761)(4.5)(17) 58.22 kN/m2.
El diagrama de distribución de la presión total será similar al mostrado en la figura 14.2.
Po
1
2
(4.5)(58.22) 131 kN/m
4.5 m
17
g
f
(OCR) = 2
Arena
Relación de
sobreconsolidación
Figura 14.12
Ejemplo 14.2
Calcule las fuerzas activas y pasivas Rankine por unidad de longitud de la pared que se
muestra en la figura 14.12, y también determine la ubicación de la resultante. Use f¿ 32°.
Solución
Para determinar la fuerza activa, ya que c¿ 0, tenemos
Ka
1 sen f
1 sen f
1 sen 32°
1 sen 32°
0.307
sœ
a Kasœ
o Kagz
en z 0, s¿a 0; en z 4.5 m, s¿a (0.307)(17)(4.5) 23.49 kN/m2.

El diagrama de distribución de la presión activa será similar al mostrado en la figura
14.7a.
52.85 kN/m
,
Fuerza activa Pa
1
2
(4.5)(23.49)
La distribución de presión total es triangular, por lo que Pa actuará a una distancia de 4.5/3
1.5 m por encima de la parte inferior de la pared.
Para determinar la fuerza pasiva, se nos da c¿ 0, por lo tanto
Kp
1 sen f
1 sen f
1 0.53
1 0.53
3.26
sœ
p sp Kpsœ
o Kpgz
Para z 0, s¿p 0; en z 4.5 m, s¿
p 3.26(17)(4.5) 249.39 kN/m2.
La distribución de la presión pasiva total de la pared será como se muestra en la
figura 14.7b.
Pp
1
2
(4.5)(249.39) 561.13 kN/m
La resultante actuará a una distancia de 5/3 1.67 m por encima de la parte inferior de
la pared.
Ejemplo 14.3
Un muro de contención que tiene un relleno de arcilla saturada suave se muestra en la figura
14.13. Para la condición no drenada (f 0) del relleno, determine los siguientes valores:
a. Profundidad máxima de la grieta de tensión
b. Pa antes de que ocurra la grieta de tensión
c. Pa después de que ocurra la grieta de tensión
Solución
Para f 0, Ka tan2 45 1 y c¿ cu. De la ecuación (14.16), para la condición no drenada
tenemos
sa z 2cu
Para z 0,
sa 2cu (2)(10) 20 kN/m2
Para z 6 m,
sa (16.5)(6) (2)(10) 79 kN/m2
En la figura 14.13b se muestra la variación de sa con la profundidad.

400
16.5 kN/m3
20 kN/m2
79 kN/m2
1.21 m
4.79 m
10 kN/m2
g
f
Arcilla blanda saturada
Figura 14.13
Inciso a
De la ecuación (14.35), la profundidad de la grieta de tensión es igual a
zo
2cu
g
(2)(10)
16.5
1.21 m
Inciso b
Antes de que ocurra la grieta de tensión [ecuación (14.37)],
o
Pa
1
2
(16.5)(6)2
2(10)(6) 177 kN/m
Pa
1
2
gH2
2cuH
Inciso c
Después de que ocurre la grieta de tensión,
Pa
1
2
(6 1.21)(79) 189.2 kN/m
Ejemplo 14.4
En la figura 14.14 se muestra un muro de contención. Determine la fuerza activa de Rankine,
Pa, por unidad de longitud de la pared. También determine la ubicación de la resultante.

Solución
Dada c¿ 0, sabemos que s¿
a Kas¿
o. Para la capa superior del suelo, el coeficiente de pre-
sión activa de tierra de Rankine es
Para la capa inferior,
Ka Ka(2)
1 sen 35°
1 sen 35°
0.4264
1.5736
0.271
Ka Ka(1)
1 sen 30°
1 sen 30°
1
3
Para z 0, s¿o 0. Para z 1.2 m (justo dentro de la parte inferior de la capa superior), s¿
o
(1.2)(16.5) 19.8 kN/m2. Así
sœ
a Ka(1)sœ
o
1
3
(19.8) 6.6 kN/m2
Una vez más, para z 1.2 m (en la capa inferior), s¿
o (1.2)(16.5) 19.8 kN/m2 y
Para z 6 m,
c
gw
y
sœ
a Ka(2)sœ
o (0.271)(64.87) 17.58 kN/m2
sœ
o (1.2)(16.5) (4.8)(19.2 9.81) 64.87 kN/m2
sœ
a Ka(2)sœ
o (0.271)(19.8) 5.37 kN/m2
En la figura 14.14b se muestra la variación de s¿
a con la profundidad.
g
g
f
f
Pared
sin
fricción
Arena
Nivel freático
Arena
(unidad de peso saturado) = 19.2 kN/m3
Figura 14.14

402
s
s
Las presiones laterales del agua intersticial son de la siguiente manera:
• A z 0, u 0
• A z 1.2 m, u 0
• A z 6 m, u (4.8)(gw) (4.8)(9.81) 47.1 kN/m2
La variación de u con la profundidad se muestra en la figura 14.14c, y la variación de sa
(presión activa total) se muestra en la figura 14.14d. Por lo tanto,
3.96 25.78 142.34 172.08 kN/m
Pa a
1
2
b(6.6)(1.2) (4.8)(5.37) a
1
2
b(4.8)(64.68 5.37)
La ubicación de la resultante puede ser determinada tomando el momento sobre la
parte inferior de la pared. Por lo tanto,
z
3.96a 4.8
1.2
3
b (25.78)(2.4) (142.34)a
4.8
3
b
172.08
1.8 m

14.5 Presión activa Rankine con relleno granular inclinado 403
14.5 Presión activa Rankine con relleno granular inclinado
En la sección 14.3 consideramos muros de contención con la parte posterior vertical y el
relleno horizontal. Sin embargo, en algunos casos el relleno puede tener una inclinación
continua en un ángulo Į con la horizontal, como se muestra en la figura 14.15, para el caso
de presión activa. En tales casos las direcciones de las presiones activas o pasivas de Ran-
kine ya no son horizontales. Más bien, las direcciones de la presión están inclinadas en un
ángulo a con la horizontal. Si el relleno es un suelo granular con un ángulo de fricción de
drenado f¿ y c¿ 0, entonces
donde
Ka coeficiente de presión activa de Rankine
sœ
a gzKa
(14.44)
cos a
cos a 2cos2
a cos2
f
cos a 2cos2
a cos2
f
La fuerza activa por unidad de longitud de la pared se puede dar como
(14.45)
Pa
1
2
KagH2
La línea de acción de las resultantes actúa a una distancia de H/3 medida desde la parte inferior
de la pared. En la tabla 14.2 se indican los valores de Ka para diversas combinaciones de a y f¿.
Figura 14.15 Muro de contención vertical sin fricción con relleno inclinado
H
z
Suelo granular
g
c
f
a
s
a
Muro sin
fricción
a

404
Tabla
14.2
Valores
de
K
a
[ecuación
(14.44)]
(grados)
(grados)
28
29
30
31
32
33
34
35
36
37
38
39
40
0
0.3610
0.3470
0.3333
0.3201
0.3073
0.2948
0.2827
0.2710
0.2596
0.2486
0.2379
0.2275
0.2174
1
0.3612
0.3471
0.3335
0.3202
0.3074
0.2949
0.2828
0.2711
0.2597
0.2487
0.2380
0.2276
0.2175
2
0.3618
0.3476
0.3339
0.3207
0.3078
0.2953
0.2832
0.2714
0.2600
0.2489
0.2382
0.2278
0.2177
3
0.3627
0.3485
0.3347
0.3214
0.3084
0.2959
0.2837
0.2719
0.2605
0.2494
0.2386
0.2282
0.2181
4
0.3639
0.3496
0.3358
0.3224
0.3094
0.2967
0.2845
0.2726
0.2611
0.2500
0.2392
0.2287
0.2186
5
0.3656
0.3512
0.3372
0.3237
0.3105
0.2978
0.2855
0.2736
0.2620
0.2508
0.2399
0.2294
0.2192
6
0.3676
0.3531
0.3389
0.3253
0.3120
0.2992
0.2868
0.2747
0.2631
0.2518
0.2409
0.2303
0.2200
7
0.3701
0.3553
0.3410
0.3272
0.3138
0.3008
0.2883
0.2761
0.2644
0.2530
0.2420
0.2313
0.2209
8
0.3730
0.3580
0.3435
0.3294
0.3159
0.3027
0.2900
0.2778
0.2659
0.2544
0.2432
0.2325
0.2220
9
0.3764
0.3611
0.3463
0.3320
0.3182
0.3049
0.2921
0.2796
0.2676
0.2560
0.2447
0.2338
0.2233
10
0.3802
0.3646
0.3495
0.3350
0.3210
0.3074
0.2944
0.2818
0.2696
0.2578
0.2464
0.2354
0.2247
11
0.3846
0.3686
0.3532
0.3383
0.3241
0.3103
0.2970
0.2841
0.2718
0.2598
0.2482
0.2371
0.2263
12
0.3896
0.3731
0.3573
0.3421
0.3275
0.3134
0.2999
0.2868
0.2742
0.2621
0.2503
0.2390
0.2281
13
0.3952
0.3782
0.3620
0.3464
0.3314
0.3170
0.3031
0.2898
0.2770
0.2646
0.2527
0.2412
0.2301
14
0.4015
0.3839
0.3671
0.3511
0.3357
0.3209
0.3068
0.2931
0.2800
0.2674
0.2552
0.2435
0.2322
15
0.4086
0.3903
0.3729
0.3564
0.3405
0.3253
0.3108
0.2968
0.2834
0.2705
0.2581
0.2461
0.2346
16
0.4165
0.3975
0.3794
0.3622
0.3458
0.3302
0.3152
0.3008
0.2871
0.2739
0.2612
0.2490
0.2373
17
0.4255
0.4056
0.3867
0.3688
0.3518
0.3356
0.3201
0.3053
0.2911
0.2776
0.2646
0.2521
0.2401
18
0.4357
0.4146
0.3948
0.3761
0.3584
0.3415
0.3255
0.3102
0.2956
0.2817
0.2683
0.2555
0.2433
19
0.4473
0.4249
0.4039
0.3842
0.3657
0.3481
0.3315
0.3156
0.3006
0.2862
0.2724
0.2593
0.2467
20
0.4605
0.4365
0.4142
0.3934
0.3739
0.3555
0.3381
0.3216
0.3060
0.2911
0.2769
0.2634
0.2504
21
0.4758
0.4498
0.4259
0.4037
0.3830
0.3637
0.3455
0.3283
0.3120
0.2965
0.2818
0.2678
0.2545
22
0.4936
0.4651
0.4392
0.4154
0.3934
0.3729
0.3537
0.3356
0.3186
0.3025
0.2872
0.2727
0.2590
23
0.5147
0.4829
0.4545
0.4287
0.4050
0.3832
0.3628
0.3438
0.3259
0.3091
0.2932
0.2781
0.2638
24
0.5404
0.5041
0.4724
0.4440
0.4183
0:3948
0.3731
0.3529
0.3341
0.3164
0.2997
0.2840
0.2692
25
0.5727
0.5299
0.4936
0.4619
0.4336
0.4081
0.3847
0.3631
0.3431
0.3245
0.3070
0.2905
0.2750
T
S

14.6 Teoría de Coulomb de la presión de tierra sobre
muros de contención con fricción
Hasta ahora, en nuestro estudio de presiones activas y pasivas se ha considerado el caso de
paredes sin fricción. En realidad, los muros de contención son ásperos y las fuerzas de corte
se desarrollan entre la cara del muro y el relleno. Hace más de 200 años, Coulomb (1776) pre-
sentó una teoría de presiones activas y pasivas contra los muros de contención. En esta teoría
Coulomb supone que la superficie de falla es un plano. La fricción de la pared se ha tenido en
consideración. Los principios generales de la deducción de la teoría de Coulomb de la presión
para un relleno sin cohesión (resistencia al corte definido por la ecuación tf s¿ tan f¿) se
presentan en esta sección.
Caso activo
Sea AB (figura 14.16a) la cara posterior de un muro de contención que soporta un suelo granu-
lar cuya superficie está constantemente inclinada en un ángulo Į con la horizontal. BC es una
superficie del plano de prueba de falla. Suponiendo que la estabilidad de la cuña ABC proba-
blemente falle, las siguientes fuerzas están involucradas (por unidad de longitud de la pared):
1. W, el peso efectivo de la cuña del suelo.
2. F, la resultante de las fuerzas de corte y normal sobre la superficie de falla, BC. ‹sta tiene
una inclinación en un ángulo f¿ a la normal trazada al plano BC.
3. Pa, la fuerza activa por unidad de longitud de la pared. La dirección de Pa está inclinada
en un ángulo d¿ a la normal trazada a la cara de la pared que soporta el suelo. d¿ es el
ángulo de fricción entre el suelo y la pared.
Figura 14.16 Presión activa de Coulomb: (a) prueba de falla de la cuña; (b) polígono de fuerza
(Nota: d¿ ángulo de fricción entre el suelo y la cara posterior del muro)
b
b
b
a
a
a
u
u
u
u
u
d
d
u
f
f
f
b
b

406
En la figura 14.16b se muestra el triángulo de fuerzas de la cuña. A partir de la ley de los
senos, tenemos
(14.46)
o
(14.47)
Pa
sen(b f¿)
sen (90 u d¿ b f¿)
W
W
sen (90 u d¿ b f¿)
Pa
sen (b f¿)
La ecuación anterior se puede escribir en la forma
(14.48)
Pa
1
2
gH2
c
cos(u b) cos(u a) sen(b f¿)
cos2
usen(b a) sen(90 u d¿ b f¿)
d
donde g peso unitario del relleno. Los valores de g, H, u, a, f¿ y d¿ son constantes, y b es la
única variable. Para determinar el valor crítico de ȕ para la máxima Pa, tenemos
(14.49)
dPa
db
0
Después de resolver la ecuación (14.49), cuando la relación se sustituye en la ecuación
(14.48), se obtiene la presión activa de Coulomb como
(14.50)
Pa
1
2
KagH2
donde Ka es el coeficiente de presión activa de Coulomb, dada por
(14.51)
Ka
cos2
(f¿ u)
cos2
u cos(d¿ u)c 1
B
sen(d¿ f¿) sen(f¿ a)
cos(d¿ u) cos(u a)
d
2
Note que cuando a 0º, u 0º y d¿ 0º, el coeficiente de presión activa de Coulomb se
hace igual a (1 – sen f¿)/(1 sen f¿), que es el mismo que el coeficiente de presión de Rankine
dado al inicio de este capítulo.
La variación de los valores de Ka para muros de contención con una vuelta vertical (u 0)
y relleno horizontal (a 0) se da en la tabla 14.3. De esta tabla se observa que para un valor
dado de f¿, el efecto de la fricción de la pared es para reducir un tanto el coeficiente de presión
activa de la tierra.
Las tablas 14.4 y 14.5 dan los valores de Ka [ecuación (14.51)] para 2
3
d¿ = f¿ y d¿ f¿/2.
Estas tablas pueden ser útiles en el diseño del muro de contención (véase capítulo 15).
Caso pasivo
La figura 14.17a muestra un muro de contención con un relleno inclinado no cohesivo similar
al considerado en la figura 14.16a. El polígono de fuerzas para el equilibrio de la cuña ABC
para el estado pasivo se muestra en la figura 14.17b. Pp es la notación para la fuerza pasiva.

0°, 0°
(grados)
28 0.3610 0.3448 0.3330 0.3251 0.3203 0.3186
30 0.3333 0.3189 0.3085 0.3014 0.2973 0.2956
32 0.3073 0.2945 0.2853 0.2791 0.2755 0.2745
34 0.2827 0.2714 0.2633 0.2579 0.2549 0.2542
36 0.2596 0.2497 0.2426 0.2379 0.2354 0.2350
38 0.2379 0.2292 0.2230 0.2190 0.2169 0.2167
40 0.2174 0.2089 0.2045 0.2011 0.1994 0.1995
42 0.1982 0.1916 0.1870 0.1841 0.1828 0.1831
T
S
Tabla 14.3 Valores de [ecuación (14.51)] para
Ka
(grados) 0 5 10 15 20 25
Tabla 14.4 Valores de Ka [ecuación (14.51)]. Nota: d¿ = f¿
U (grados)
(grados) (grados) 0 5 10 15 20 25
0 28 0.3213 0.3588 0.4007 0.4481 0.5026 0.5662
29 0.3091 0.3467 0.3886 0.4362 0.4908 0.5547
30 0.2973 0.3349 0.3769 0.4245 0.4794 0.5435
31 0.2860 0.3235 0.3655 0.4133 0.4682 0.5326
32 0.2750 0.3125 0.3545 0.4023 0.4574 0.5220
33 0.2645 0.3019 0.3439 0.3917 0.4469 0.5117
34 0.2543 0.2916 0.3335 0.3813 0.4367 0.5017
35 0.2444 0.2816 0.3235 0.3713 0.4267 0.4919
36 0.2349 0.2719 0.3137 0.3615 0.4170 0.4824
37 0.2257 0.2626 0.3042 0.3520 0.4075 0.4732
38 0.2168 0.2535 0.2950 0.3427 0.3983 0.4641
39 0.2082 0.2447 0.2861 0.3337 0.3894 0.4553
40 0.1998 0.2361 0.2774 0.3249 0.3806 0.4468
41 0.1918 0.2278 0.2689 0.3164 0.3721 0.4384
42 0.1840 0.2197 0.2606 0.3080 0.3637 0.4302
5 28 0.3431 0.3845 0.4311 0.4843 0.5461 0.6190
29 0.3295 0.3709 0.4175 0.4707 0.5325 0.6056
30 0.3165 0.3578 0.4043 0.4575 0.5194 0.5926
31 0.3039 0.3451 0.3916 0.4447 0.5067 0.5800
32 0.2919 0.3329 0.3792 0.4324 0.4943 0.5677
33 0.2803 0.3211 0.3673 0.4204 0.4823 0.5558
34 0.2691 0.3097 0.3558 0.4088 0.4707 0.5443
35 0.2583 0.2987 0.3446 0.3975 0.4594 0.5330
36 0.2479 0.2881 0.3338 0.3866 0.4484 0.5221
37 0.2379 0.2778 0.3233 0.3759 0.4377 0.5115
38 0.2282 0.2679 0.3131 0.3656 0.4273 0.5012
39 0.2188 0.2582 0.3033 0.3556 0.4172 0.4911
40 0.2098 0.2489 0.2937 0.3458 0.4074 0.4813
41 0.2011 0.2398 0.2844 0.3363 0.3978 0.4718
42 0.1927 0.2311 0.2753 0.3271 0.3884 0.4625
2
3
(continúa)

408
U (grados)
(grados) (grados) 0 5 10 15 20 25
10 28 0.3702 0.4164 0.4686 0.5287 0.5992 0.6834
29 0.3548 0.4007 0.4528 0.5128 0.5831 0.6672
30 0.3400 0.3857 0.4376 0.4974 0.5676 0.6516
31 0.3259 0.3713 0.4230 0.4826 0.5526 0.6365
32 0.3123 0.3575 0.4089 0.4683 0.5382 0.6219
33 0.2993 0.3442 0.3953 0.4545 0.5242 0.6078
34 0.2868 0.3314 0.3822 0.4412 0.5107 0.5942
35 0.2748 0.3190 0.3696 0.4283 0.4976 0.5810
36 0.2633 0.3072 0.3574 0.4158 0.4849 0.5682
37 0.2522 0.2957 0.3456 0.4037 0.4726 0.5558
38 0.2415 0.2846 0.3342 0.3920 0.4607 0.5437
39 0.2313 0.2740 0.3231 0.3807 0.4491 0.5321
40 0.2214 0.2636 0.3125 0.3697 0.4379 0.5207
41 0.2119 0.2537 0.3021 0.3590 0.4270 0.5097
42 0.2027 0.2441 0.2921 0.3487 0.4164 0.4990
15 28 0.4065 0.4585 0.5179 0.5868 0.6685 0.7670
29 0.3881 0.4397 0.4987 0.5672 0.6483 0.7463
30 0.3707 0.4219 0.4804 0.5484 0.6291 0.7265
31 0.3541 0.4049 0.4629 0.5305 0.6106 0.7076
32 0.3384 0.3887 0.4462 0.5133 0.5930 0.6895
33 0.3234 0.3732 0.4303 0.4969 0.5761 0.6721
34 0.3091 0.3583 0.4150 0.4811 0.5598 0.6554
35 0.2954 0.3442 0.4003 0.4659 0.5442 0.6393
36 0.2823 0.3306 0.3862 0.4513 0.5291 0.6238
37 0.2698 0.3175 0.3726 0.4373 0.5146 0.6089
38 0.2578 0.3050 0.3595 0.4237 0.5006 0.5945
39 0.2463 0.2929 0.3470 0.4106 0.4871 0.5805
40 0.2353 0.2813 0.3348 0.3980 0.4740 0.5671
41 0.2247 0.2702 0.3231 0.3858 0.4613 0.5541
42 0.2146 0.2594 0.3118 0.3740 0.4491 0.5415
20 28 0.4602 0.5205 0.5900 0.6714 0.7689 0.8880
29 0.4364 0.4958 0.5642 0.6445 0.7406 0.8581
30 0.4142 0.4728 0.5403 0.6195 0.7144 0.8303
31 0.3935 0.4513 0.5179 0.5961 0.6898 0.8043
32 0.3742 0.4311 0.4968 0.5741 0.6666 0.7799
33 0.3559 0.4121 0.4769 0.5532 0.6448 0.7569
34 0.3388 0.3941 0.4581 0.5335 0.6241 0.7351
35 0.3225 0.3771 0.4402 0.5148 0.6044 0.7144
36 0.3071 0.3609 0.4233 0.4969 0.5856 0.6947
37 0.2925 0.3455 0.4071 0.4799 0.5677 0.6759
38 0.2787 0.3308 0.3916 0.4636 0.5506 0.6579
39 0.2654 0.3168 0.3768 0.4480 0.5342 0.6407
40 0.2529 0.3034 0.3626 0.4331 0.5185 0.6242
41 0.2408 0.2906 0.3490 0.4187 0.5033 0.6083
42 0.2294 0.2784 0.3360 0.4049 0.4888 0.5930

(continúa)
Tabla 14.5 Valores de Ka [ecuación (14.51)]. Nota: d¿ = f¿/2
U (grados)
(grados) (grados) 0 5 10 15 20 25
0 28 0.3264 0.3629 0.4034 0.4490 0.5011 0.5616
29 0.3137 0.3502 0.3907 0.4363 0.4886 0.5492
30 0.3014 0.3379 0.3784 0.4241 0.4764 0.5371
31 0.2896 0.3260 0.3665 0.4121 0.4645 0.5253
32 0.2782 0.3145 0.3549 0.4005 0.4529 0.5137
33 0.2671 0.3033 0.3436 0.3892 0.4415 0.5025
34 0.2564 0.2925 0.3327 0.3782 0.4305 0.4915
35 0.2461 0.2820 0.3221 0.3675 0.4197 0.4807
36 0.2362 0.2718 0.3118 0.3571 0.4092 0.4702
37 0.2265 0.2620 0.3017 0.3469 0.3990 0.4599
38 0.2172 0.2524 0.2920 0.3370 0.3890 0.4498
39 0.2081 0.2431 0.2825 0.3273 0.3792 0.4400
40 0.1994 0.2341 0.2732 0.3179 0.3696 0.4304
41 0.1909 0.2253 0.2642 0.3087 0.3602 0.4209
42 0.1828 0.2168 0.2554 0.2997 0.3511 0.4117
5 28 0.3477 0.3879 0.4327 0.4837 0.5425 0.6115
29 0.3337 0.3737 0.4185 0.4694 0.5282 0.5972
30 0.3202 0.3601 0.4048 0.4556 0.5144 0.5833
31 0.3072 0.3470 0.3915 0.4422 0.5009 0.5698
32 0.2946 0.3342 0.3787 0.4292 0.4878 0.5566
33 0.2825 0.3219 0.3662 0.4166 0.4750 0.5437
34 0.2709 0.3101 0.3541 0.4043 0.4626 0.5312
35 0.2596 0.2986 0.3424 0.3924 0.4505 0.5190
36 0.2488 0.2874 0.3310 0.3808 0.4387 0.5070
37 0.2383 0.2767 0.3199 0.3695 0.4272 0.4954
38 0.2282 0.2662 0.3092 0.3585 0.4160 0.4840
39 0.2185 0.2561 0.2988 0.3478 0.4050 0.4729
40 0.2090 0.2463 0.2887 0.3374 0.3944 0.4620
41 0.1999 0.2368 0.2788 0.3273 0.3840 0.4514
42 0.1911 0.2276 0.2693 0.3174 0.3738 0.4410
10 28 0.3743 0.4187 0.4688 0.5261 0.5928 0.6719
29 0.3584 0.4026 0.4525 0.5096 0.5761 0.6549
30 0.3432 0.3872 0.4368 0.4936 0.5599 0.6385
31 0.3286 0.3723 0.4217 0.4782 0.5442 0.6225
32 0.3145 0.3580 0.4071 0.4633 0.5290 0.6071
33 0.3011 0.3442 0.3930 0.4489 0.5143 0.5920
34 0.2881 0.3309 0.3793 0.4350 0.5000 0.5775
35 0.2757 0.3181 0.3662 0.4215 0.4862 0.5633
36 0.2637 0.3058 0.3534 0.4084 0.4727 0.5495
37 0.2522 0.2938 0.3411 0.3957 0.4597 0.5361
38 0.2412 0.2823 0.3292 0.3833 0.4470 0.5230
39 0.2305 0.2712 0.3176 0.3714 0.4346 0.5103
40 0.2202 0.2604 0.3064 0.3597 0.4226 0.4979
41 0.2103 0.2500 0.2956 0.3484 0.4109 0.4858
42 0.2007 0.2400 0.2850 0.3375 0.3995 0.4740

410
Otras notaciones utilizadas son las mismas que aquellas para el caso activo considerado en
esta sección. En un procedimiento similar al que se siguió en el caso activo, obtenemos
(14.52)
Pp
1
2
KpgH2
donde Kp coeficiente de presión pasiva para el caso de Coulomb, o
(14.53)
Kp
cos2
(f¿ u)
cos2
u cos(d¿ u)c 1
B
sen(f¿ d¿) sen(f¿ a)
cos(d¿ u) cos(a u)
d
2
U (grados)
(grados) (grados) 0 5 10 15 20 25
15 28 0.4095 0.4594 0.5159 0.5812 0.6579 0.7498
29 0.3908 0.4402 0.4964 0.5611 0.6373 0.7284
30 0.3730 0.4220 0.4777 0.5419 0.6175 0.7080
31 0.3560 0.4046 0.4598 0.5235 0.5985 0.6884
32 0.3398 0.3880 0.4427 0.5059 0.5803 0.6695
33 0.3244 0.3721 0.4262 0.4889 0.5627 0.6513
34 0.3097 0.3568 0.4105 0.4726 0.5458 0.6338
35 0.2956 0.3422 0.3953 0.4569 0.5295 0.6168
36 0.2821 0.3282 0.3807 0.4417 0.5138 0.6004
37 0.2692 0.3147 0.3667 0.4271 0.4985 0.5846
38 0.2569 0.3017 0.3531 0.4130 0.4838 0.5692
39 0.2450 0.2893 0.3401 0.3993 0.4695 0.5543
40 0.2336 0.2773 0.3275 0.3861 0.4557 0.5399
41 0.2227 0.2657 0.3153 0.3733 0.4423 0.5258
42 0.2122 0.2546 0.3035 0.3609 0.4293 0.5122
20 28 0.4614 0.5188 0.5844 0.6608 0.7514 0.8613
29 0.4374 0.4940 0.5586 0.6339 0.7232 0.8313
30 0.4150 0.4708 0.5345 0.6087 0.6968 0.8034
31 0.3941 0.4491 0.5119 0.5851 0.6720 0.7772
32 0.3744 0.4286 0.4906 0.5628 0.6486 0.7524
33 0.3559 0.4093 0.4704 0.5417 0.6264 0.7289
34 0.3384 0.3910 0.4513 0.5216 0.6052 0.7066
35 0.3218 0.3736 0.4331 0.5025 0.5851 0.6853
36 0.3061 0.3571 0.4157 0.4842 0.5658 0.6649
37 0.2911 0.3413 0.3991 0.4668 0.5474 0.6453
38 0.2769 0.3263 0.3833 0.4500 0.5297 0.6266
39 0.2633 0.3120 0.3681 0.4340 0.5127 0.6085
40 0.2504 0.2982 0.3535 0.4185 0.4963 0.5912
41 0.2381 0.2851 0.3395 0.4037 0.4805 0.5744
42 0.2263 0.2725 0.3261 0.3894 0.4653 0.5582

Para una pared sin fricción con la cara posterior vertical soportando un relleno de suelo
granular con una superficie horizontal (es decir, u 0º, a 0º y d¿ 0º), la ecuación (14.53)
da como resultado
Kp
1 sen f¿
1 sen f¿
tan2
a45
f¿
2
b
‹sta es la misma relación que se ha obtenido para el coeficiente de presión pasiva de tierra en el
caso de Rankine dado por la ecuación (14.20).
Figura 14.17 Presión pasiva de Coulomb: (a) prueba de falla de la cuña; (b) polígono de fuerza
a
a
u
u
u
u
u
f
f
f
b
b
b
u
d
d
b

412
La variación de Kp con f¿ y į¿ (para u 0 y a 0) se da en la tabla 14.6. A partir de esta
tabla se puede observar que, para valores dados de a y f¿, el valor de Kp aumenta con la fricción
de la pared. Observe que haciendo la suposición de que la superficie de falla es un plano en la
teoría de Coulomb se sobreestima en extremo la resistencia pasiva de las paredes, en particular
para į¿ f¿/2. Este error es algo inseguro para todos los propósitos de diseño.
14.7 Presión pasiva suponiendo una superﬁcie
curva de falla en suelos
Como se mencionó en la sección 14.6, la teoría de Coulomb sobreestima la resistencia pasiva
para į¿ f¿/2. En el pasado, se han realizado varios estudios para obtener Kp suponiendo una
superficie curva de falla en el suelo. En esta sección se presentará la solución dada por Shields
y Tolunay (1973).
La figura 14.18 muestra un muro de contención de altura H con la cara posterior vertical
y relleno horizontal. BCD es una superficie de prueba de falla. Se supone que la superficie curva
BC es un arco de una espiral logarítmica. CD es una superficie plana. En la zona CC¿D existe
un estado pasivo de Rankine. Shields y Tolunay (1973) usaron el método de rebanadas al consi-
Figura 14.18 Presión pasiva suponiendo una superficie curva de falla (con suelo granular como
relleno)
C
Ángulo de fricción del suelo
Tabla 14.6 Valores de Kp [ecuación (14.53)] para 0 y 0
(grados)
(grados) 0 5 10 15 20
15 1.698 1.900 2.130 2.405 2.735
20 2.040 2.313 2.636 3.030 3.525
25 2.464 2.830 3.286 3.855 4.597
30 3.000 3.506 4.143 4.977 6.105
35 3.690 4.390 5.310 6.854 8.324
40 4.600 5.590 6.946 8.870 11.772
T
S

14.7 Presión pasiva suponiendo una superﬁcie curva de falla en suelos 413
derar la estabilidad de la prueba de cuñas del suelo, como ABCC¿. Con base en este análisis, la
fuerza pasiva por unidad de longitud de la pared se puede expresar como
(14.54)
Pp
1
2
gH2
Kp
La variación de Kp con f¿ y į¿/ f¿ se da en la figura 14.19.
Figura 14.19 Variación de Kp con f¿ y į¿/ f¿ (basado en el análisis de Shields y Tolunay)
Ángulo de fricción del suelo, f (grados)
K
p
18
16
14
12
10
8
6
4
2
0
20 25 30 35 40 45
0
0.2
0.4
0.6
0.8
1
d
f
Ejemplo 14.5
Se tiene un muro de contención de 3 m de altura (H) con la cara posterior vertical y un re-
lleno granular horizontal. Dados: g 15.7 kN/m3, į¿ 15° y f¿ 30°. Estime la fuerza
pasiva, Pp, mediante el uso de
a. La teoría de Coulomb
b. La solución de Shields y Tolunay (método de rebanadas)
Solución
Inciso a
Pp
1
2
KpgH2

414
De la tabla 14.6, para f¿ 30º y į¿ 15º, el valor de Kp es 4.977. Por lo tanto
Inciso b
Pp
1
2
KpgH2
P a
1
2
b(4.977)(15.7)(3)2
351.6 kN/m
De la tabla 14.6, para f¿ 30º y d¿ 15º (es decir )
d
f
0.5 , el valor de Kp es 4.13. Por
lo tanto
Pp a
1
2
b(4.13)(15.7)(3)2
292 kN/m
14.8 Resumen
En este capítulo se han analizado los conceptos fundamentales de la presión lateral de tierra.
A continuación se presenta un resumen de los conceptos esbozados.
1. Sobre la base de la naturaleza de la estructura de contención, la presión lateral de tierra
se puede dividir en tres categorías principales, es decir, la presión de reposo, la presión
activa y la presión pasiva.
2. El coeficiente de la presión de tierra en reposo (Ko) puede obtenerse por relaciones
empíricas dadas en las ecuaciones (14.3) a (14.7).
3. Las presiones activa y pasiva de Rankine corresponden a paredes sin fricción. El
coeficiente de presión activa de Rankine se expresa como (pared con la cara posterior
vertical y relleno horizontal):
(14.18)
Ka tan2
a45
f¿
2
b
Del mismo modo, el coeficiente de presión pasiva de Rankine (pared con la cara posterior
vertical y relleno horizontal) es:
(14.20)
Kp tan2
a45
f¿
2
b
4. La teoría de la presión de Coulomb se refiere a paredes con fricción, con el supuesto
de que la falla en el suelo se lleva a cabo a lo largo de un plano. Los coeficientes de
Coulomb para la presión activa y pasiva de tierra con relleno granular son las ecuaciones
(14.51) y (14.53), respectivamente.
5. Cuando el ángulo de fricción suelo-pared į¿ se vuelve mayor que aproximadamente f¿/2,
la teoría de la presión de tierra de Coulomb sobreestima la fuerza pasiva que está en el
lado inseguro de diseño. Para ese caso, Pp debe estimarse a partir de teorías basadas en la
superficie curva de falla en el suelo (sección 14.7).

Problemas 415
Problemas
14.1 Suponiendo que la pared que se muestra en la figura 14.20 tiene restricciones de
flexibilidad, encuentre la magnitud y la localización de la fuerza lateral resultante por
unidad de longitud de la pared para los siguientes casos:
a. H 7 m, g 17 kN/m3, f¿ 38|, OCR 2.5
b. H 6.1 m, g 16.51 kN/m3, f¿ 30|, OCR 1
14.2 La figura 14.20 muestra un muro de contención con suelo de relleno sin cohesión. Para
los siguientes casos, determine la fuerza activa total por unidad de longitud de la pared
para el estado de Rankine y la ubicación de la resultante.
a. H 2.44 m, g 17.29 kN/m3, f¿ 34|
b. H 3.05 m, g 16.51 kN/m3, f¿ 36|
c. H 4 m, g 19.95 kN/m3, f¿ 42º
14.3 A partir de la figura 14.20, determine la fuerza pasiva, Pp, por unidad de longitud de la
pared para el caso Rankine. También determine el estado de presión pasiva de Rankine
en la parte inferior de la pared. Considere los siguientes casos:
a. H 2.45 m, g 16.67 kN/m3, f¿ 33°
b. H 4 m, ȡ 1800 kg/m3, f¿ 38°
14.4 En la figura 14.21 se muestra un muro de contención. Determine la fuerza activa de
Rankine, Pa, por unidad de longitud de la pared y la ubicación de la resultante en cada
uno de los siguientes casos:
a. H 3.05 m, H1 1.52 m, g1 16.51 kN/m3, g2 19.18 kN/m3, f¿1 30º,
f¿2 30º, q 0
b. H 6 m, H1 3 m, g1 15.5 kN/m3, g2 19.0 kN/m3, f¿1 30º, f¿2 36º,
q 15 kN/m2
Figura 14.20
f⬘
Arena
Peso unitario = g (o densidad = r)
d ⬘ (ángulo de fricción de la pared) = 0

416
14.5 Un muro de contención de 6 m de alto con una cara posterior vertical retiene una arcilla
blanda saturada homogénea horizontal. El peso unitario saturado de la arcilla es 19 kN/m3.
Las pruebas de laboratorio mostraron que la resistencia al corte sin drenar, cu, de la
arcilla es de 16.8 kN/m2.
a. Haga los cálculos necesarios y elabore la variación de la presión activa de Rankine
sobre la pared con la profundidad.
b. Encuentre la profundidad hasta la que se puede producir una grieta de tensión.
c. Determine la fuerza activa total por unidad de longitud de la pared antes de que
ocurra la grieta de tensión.
d. Determine la fuerza activa total por unidad de longitud de la pared después de que
ocurra la grieta de tensión. Encuentre también la ubicación de la resultante.
14.6 Repita el problema 14.5 suponiendo que el relleno está soportando una sobrecarga de
9.6 kN/m2.
14.7 Un muro de contención de 5 m de altura con una cara posterior vertical tiene suelo
c¿-f¿ como relleno. Para el relleno, g ⫽ 19 kN/m3, c¿ ⫽ 26 kN/m2 y f¿ ⫽ 16°. Tomando
en consideración la existencia de la grieta de tensión, determine la fuerza activa, Pa, por
unidad de longitud de la pared para el estado activo de Rankine.
14.8 Para la pared descrita en el problema 11.7, determine la fuerza pasiva, Pp, por unidad de
longitud en el estado pasivo de Rankine.
14.9 En la figura 14.22 se muestra un muro de contención. La altura del muro es de 6 m y el peso
unitario del relleno es de 18.9 kN/m3. Calcule la fuerza activa, Pa, sobre el muro utilizando
la ecuación de Coulomb para los siguientes valores del ángulo de fricción del muro:
a. į ¿ ⫽ 0°
b. į¿ ⫽ 20°
c. į¿ ⫽ 26.7°
Comente sobre la dirección y la ubicación de la resultante.
Figura 14.21 1 Sobrecarga
g
g
f⬘
f⬘
Sobrecarga = q
Arena
Nivel freático
Arena
peso unitario saturado
Pared
sin
fricción

Referencias 417
14.10 Considere el muro de contención que se muestra en la figura 14.22. Suponiendo u ⫽ 0,
H ⫽ 4.75 m, g ⫽ 15.72 kN/m3, f¿ ⫽ 30°, 2
3
d¿ = f¿. Calcule la fuerza pasiva por unidad
de longitud del muro. Utilice la figura 14.19.
Referencias
Coulomb, C. A. (1776). “Essai sur une Application des Règles de Maximis et Minimis à quelques Problè-
mes de Statique, relatifs a l¿Architecture,” Mem. Roy. des Sciences, Paris, Vol. 3, 38.
Jaky, J. (1944). “The Coefficient of Earth Pressure at Rest,” Journal of the Society of Hungarian Archi-
tects and Engineers, Vol. 7, 355–358.
Massarsch, K. R. (1979). “Lateral Earth Pressure in Normally Consolidated Clay,” Proceedings of the
Seventh European Conference on Soil Mechanics and Foundation Engineering, Brighton, England,
Vol. 2, 245–250.
Mayne, P. W., y Kulhawy, F. H. (1982). “Ko—OCR Relationships in Soil,” Journal of the Geotechnical
Division, ASCE, Vol. 108, No. 6, 851–872.
Rankine,W. M. J. (1857). “On Stability on Loose Earth,” Philosophic Transactions of Royal Society,
London, Part I, 9–27.
Shields, D. H., y Tolunay, A. Z. (1973). “Passive Pressure Coefficients by Method of Slices, Journal of
the Soil Mechanics and Foundations Division, ASCE, Vol. 99, No. SM12, 1043–1053.
Figura 14.22
f⬘
u
Arena
Peso unitario = g (o densidad = r)
d⬘ (ángulo de fricción de la pared)

Capítulo 15: Muros de contención y cortes apuntalados
418
15.1 Introducción
En el capítulo 14 se presentaron los principios generales de la presión lateral de tierra. Estos
principios pueden extenderse al análisis y diseño de estructuras de retención de tierra, como
muros de contención y cortes apuntalados. Los muros de contención proporcionan apoyo la-
teral permanente a taludes verticales o casi verticales del suelo. También, a veces los trabajos
de construcción requieren de excavaciones terrestres con caras verticales o casi verticales, por
ejemplo los sótanos de los edificios en las áreas desarrolladas o instalaciones de transporte
subterráneas a poca profundidad (corte y tipo de cubierta de construcción). Las caras verticales
de los cortes deben ser protegidas por los sistemas de apuntalamiento temporales para evitar la
falla, que podría ser acompañada por el asentamiento considerable o por fallas en la capacidad
de carga de las cimentaciones cercanas. Estos cortes se denominan cortes apuntalados. Este
capítulo se divide en dos partes: la primera discute el análisis de los muros de contención, y la
segunda presenta el análisis de los cortes apuntalados.
MUROS DE CONTENCIÓN
15.2 Muros de contención en general
Los muros de contención se utilizan comúnmente en los proyectos de construcción y pueden
agruparse en cuatro clasificaciones:
1. Muros de gravedad
2. Muros de semigravedad
3. Muros reforzados
4. Muros con contrafuerte
Los muros de gravedad (figura 15.1a) se construyen con concreto plano o mampostería
de piedra. Ellos dependen de su propio peso y cualquier apoyo del suelo sobre la mampostería
para la estabilidad. Este tipo de construcción no es económico para los muros altos.
C A P Í T U L O 15
Muros de contención
y cortes apuntalados
418

15.2 Muros de contención en general 419
En muchos casos, una pequeña cantidad de acero puede ser utilizada para la construcción
de muros de gravedad, minimizando de este modo el tamaño de las secciones de pared. Tales
paredes se conocen en general como muros de semigravedad (figura 15.1b).
Muros reforzados (figura 15.1c): están hechos de concreto reforzado que consiste en un
espolón delgado y una losa de base. Este tipo de pared es económica hasta una altura de alre-
dedor de 8 m. La figura 15.2 muestra un muro de contención reforzado bajo la pared en cons-
trucción.
Muros con contrafuerte (figura 15.1d): son similares a las paredes reforzadas. Sin em-
bargo, a intervalos regulares tienen delgadas losas de concreto verticales conocidas como con-
trafuertes, que unen a la pared y la losa de base. El propósito de los contrafuertes es reducir el
esfuerzo cortante y los momentos de flexión.
Figura 15.1 Tipos de muros de contención
Reforzamiento Reforzamiento
(a) Muro de gravedad (b) Muro de
semigravedad
(c) Muro reforzado
Contrafuerte
(d) Muro con contrafuerte
Concreto
plano o
mampostería
de piedra

420
Para diseñar los muros correctamente, un ingeniero debe conocer los parámetros del sue-
lo, es decir, el peso unitario, el ángulo de fricción y la cohesión del suelo retenido detrás de la
pared y del suelo debajo de la losa de base. Conocer las propiedades del suelo detrás de la pared
permite al ingeniero determinar la distribución de la presión lateral que debe ser considerada
en el diseño.
El diseño de un muro de contención procede en dos fases. En primer lugar, con la presión
lateral de la tierra conocida, con la estructura en su conjunto se verifica la estabilidad, incluida la
verificación del posible vuelco, deslizamiento y fallas en la capacidad de carga. En segundo
lugar se verifica cada componente de la estructura para una resistencia adecuada, y se determi-
na el refuerzo de acero de cada componente.
15.3 Dosiﬁcación de los muros de contención
En el diseño de muros de contención, un ingeniero debe suponer algunas de las dimensiones, lo
que se denomina dosificación, para verificar las secciones de prueba para la estabilidad. Si los
controles de estabilidad producen resultados no deseados, las secciones se pueden cambiar y
vuelven a verificarse. La figura 15.3 muestra las proporciones generales de diversos componen-
tes del muro de contención que se pueden usar para verificaciones iniciales.
Tenga en cuenta que la parte superior del espolón de cualquier muro de contención debe
ser no menos de aproximadamente 0.3 m de ancho para la colocación adecuada del concreto.
La profundidad, D, para la parte inferior de la losa de base, debe tener un mínimo de 0.6 m.
Figura 15.2 Construcción de un muro reforzado (Cortesía de Dharma Shakya, Geotechnical Solutions,
Inc., Irvine, California)

15.4 Aplicación de las teorías de presión lateral de tierra al diseño 421
Sin embargo, la parte inferior de la losa de base debe estar colocada por debajo de la línea de
temporada de congelación.
Para muros de contención con contrafuerte, la proporción general del espolón y la losa
de base es el mismo que para los muros en voladizo. Sin embargo, las losas con contrafuerte
pueden tener alrededor de 0.3 m de espesor y colocarse a intervalos de distancia de 0.3 H a 0.7 H
de centro a centro.
15.4 Aplicación de las teorías de presión lateral
de tierra al diseño
El capítulo 14 presenta los fundamentos teóricos para el cálculo de la presión lateral de tierra.
Para utilizar estas teorías en el diseño, un ingeniero tiene que hacer varias suposiciones simples.
En el caso de muros en voladizo, utiliza la teoría de la presión de tierra de Rankine para los
controles de estabilidad que consisten en dibujar una línea vertical AB por el punto A, como se
muestra en la figura 15.4a (situado en el borde del talón de la losa de base). Se supone que la
condición activa de Rankine existe a lo largo del plano vertical AB. Entonces se pueden utilizar
las ecuaciones de presión activa de Rankine para calcular la presión lateral sobre la cara AB.
En el análisis de la estabilidad de la pared, deben considerarse la fuerza Pa (Rankine), el peso
del suelo por encima del talón, Ws, y el peso del concreto, Wc. La suposición para el desarrollo de
la presión activa de Rankine a lo largo de la cara AB del suelo es teóricamente correcta si la zona
Figura 15.3 Dimensiones aproximadas de los diversos componentes de muro de contención para los controles iniciales de
estabilidad: (a) muro de gravedad, (b) muro en voladizo [Nota: la dimensión mínima de D es de 0.6 m]
mín
mín
Mín
0.1H
Mín
mín
mín
Espolón
Talón
Punta
Punta
Punta
a
a
a a

422
de corte delimitada por la línea CA no está obstruida por el espolón de la pared. El ángulo, Ș,
que la línea CA forma con la vertical, es
(15.1)
h 45
a
2
fœ
1
2
sen 1
a
sena
senfœ
1
b
Para los muros de gravedad se puede utilizar un tipo similar de análisis, como se muestra en
la figura 15.4b. Sin embargo, también se puede usar la teoría de Coulomb, como se muestra en la fi-
gura 15.4c. Si se utiliza la teoría de la presión activa de Coulomb, las únicas fuerzas que deben
considerarse son Pa(Coulomb) y el peso de la pared, Wc.
Por tanto, en el caso de muros de contención ordinarios, no se han encontrado problemas
de nivel freático y presión hidrostática. Siempre se proporcionan instalaciones para el drenaje de
los suelos retenidos.
Para comprobar la estabilidad de un muro de contención, se toman las siguientes medidas:
1. Verificar si hay vuelco sobre su punta.
2. Verificar si hay fallas de deslizamiento a lo largo de su base.
3. Verificar si hay fallas en la capacidad de carga de la base.
4. Verificar si hay asentamiento.
5. Verificar la estabilidad general.
Las siguientes secciones describen el procedimiento para la comprobación de vuelco, desliza-
miento y falla de la capacidad de carga. Los principios de la investigación para el asentamiento
se tratan en los capítulos 9 y 17.
Figura 15.4 Suposición para la determinación de la presión lateral de tierra: (a) muro en voladizo; (b) y
(c) muro de gravedad
⬘
⬘
⬘
⬘
Ws
Wc

15.5 Comprobación de vuelco
La figura 15.5 muestra las fuerzas que actúan sobre un voladizo y un muro de contención de
gravedad, sobre la base de la suposición de que la presión activa de Rankine está actuando a lo
largo de un plano vertical AB dibujado a través del talón. Pp es la presión pasiva de Rankine,
recordemos que su magnitud es [de la ecuación (14.42), con g ⫽ g2, c¿ ⫽ c¿
2 y H ⫽ D]
(15.2)
Pp
1
2
Kpg2D2
2cœ
2 1Kp D
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
Ws
Wc
Wc

424
Figura 15.5 Comprobación de vuelco, suponiendo que la presión Rankine es válida
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
Pv
Pa
Ph
Pp
Pv
Pa
Ph
Pp
qtalón
qtalón
qpunta
qpunta

donde
g2 peso unitario del suelo delante de la punta y bajo la losa de base
Kp Coeficiente de presión pasiva de Rankine tan2 (45 f¿2/2)
c¿2, f¿2 ángulo de cohesión y fricción del suelo, respectivamente
El factor de seguridad contra el vuelco sobre la punta, es decir, alrededor del punto C en
la figura 15.5, puede expresarse como
(15.3)
FS(vuelco)
g MR
g MO
donde
MO suma de los momentos de fuerzas que tienden a volcar sobre el punto C
MR suma de los momentos de fuerzas que tienden a evitar el vuelco sobre el punto C
El momento de vuelco es
(15.4)
aMO Ph a
H¿
3
b
donde Ph Pa cos a.
Al calcular el momento resistente, MR (despreciando Pp), se puede preparar una
tabla como la tabla 15.1. El peso de la tierra por encima del talón y el peso del concreto (o de
la mampostería) son las fuerzas que csontribuyen al momento resistente. Tenga en cuenta
que la fuerza Pv también contribuye al momento resistente. Pv es la componente vertical de
la fuerza activa Pa, o
Pv Pa sen (15.5)
El momento de la fuerza Pv sobre C es
Mv PvB Pa sen B (15.6)
donde B ancho de la losa de base.
Una vez que se conoce MR, el factor de seguridad se puede calcular como
(15.7)
FS(vuelco)
M1 M2 M3 M4 M5 M6 Mv
Pa cos a(H¿/3)
Tabla 15.1 Procedimiento para el cálculo de MR
)
5
(
)
4
(
)
3
(
)
2
(
)
1
(
1 A1 W1 1 A1 X1 M1
2 A2 W2 1 A2 X2 M2
3 A3 W3 c A3 X3 M3
4 A4 W4 c A4 X4 M4
5 A5 W5 c A5 X5 M5
6 A6 W6 c A6 X6 M6
Pv B Mv
V MR
Sección Área
Peso/unidad
de longitud del muro
Brazo de momento
medido desde C
Momento
alrededor de
C
Nota: g1 peso unitario del relleno
gc peso unitario del concreto

426
El valor mínimo deseable del factor de seguridad con respecto al vuelco es de 1.5 a 2.
Algunos diseñadores prefieren determinar el factor de seguridad al vuelco con
(15.8)
FS(vuelco)
M1 M2 M3 M4 M5 M6
Pa cos a(H¿/3) Mv
15.6 Comprobación de deslizamiento a lo largo de la base
El factor de seguridad contra el deslizamiento puede ser expresado por la ecuación
(15.9)
FS(deslizamiento)
g FR¿
g Fd
donde
FR¿ suma de las fuerzas de resistencia horizontal
Fd suma de las fuerzas impulsoras horizontales
La figura 15.6 muestra que la resistencia del suelo al corte debajo de la base puede repre-
sentarse como
tf s¿ tan fœ
2 cœ
2
Figura 15.6 Comprobación del deslizamiento a lo largo de la base
⬘
⬘

15.6 Comprobación de deslizamiento a lo largo de la base 427
Por lo tanto, la fuerza de resistencia máxima que se puede deducir del suelo por unidad de lon-
gitud del muro a lo largo de la losa de base es
Sin embargo,
así
R¿ (aV) tan fœ
2 Bcœ
2
Bs¿ suma de la fuerza vertical aV (véase la tabla 15.1)
R¿ tf (área de la sección transversal) tf(B 1) Bs¿ tan fœ
2 Bcœ
2
La figura 15.6 muestra que la fuerza pasiva, Pp, es también una fuerza de resistencia horizontal.
La expresión para Pp se da en la ecuación (15.2). Por lo tanto,
(15.10)
aFR¿ (aV) tan fœ
2 Bcœ
2 Pp
La única fuerza horizontal que tenderá a hacer que la pared se deslice (fuerza motriz) es la
componente horizontal de la fuerza activa Pa, de modo que
(15.11)
aFd Pa cos a
Combinando las ecuaciones (15.9), (15.10) y (15.11) se obtiene
(15.12)
FS(deslizamiento)
(g V) tan fœ
2 Bcœ
2 Pp
Pa cos a
Por lo general se requiere un factor de seguridad mínimo de 1.5 contra el deslizamiento.
En muchos casos la fuerza pasiva, Pp, se ignora al calcular el factor de seguridad con
respecto al deslizamiento. El ángulo de fricción, f¿2, también se reduce en varios casos por se-
guridad. El ángulo de fricción reducida del suelo puede ser del orden de la mitad a dos tercios
del ángulo f¿
2. De manera similar, la cohesión, c¿2, puede reducirse al valor de 0.5c¿2 a 0.67c¿
2.
Por lo tanto,
(15.13)
FS(deslizamiento)
(g V)tan(k1fœ
2) Bk2cœ
2 Pp
Pa cos a
donde k1 y k2 están en el rango de a 2
3 .
1
2
En algunos casos, ciertos muros no pueden producir un factor de seguridad deseado de
1.5. Para aumentar su resistencia al deslizamiento se puede utilizar una base llave. Las bases
llave se ilustran mediante líneas discontinuas en la figura 15.6. La fuerza pasiva sobre la punta
sin llave es
Pp
1
2
g2D2
Kp 2cœ
2D2Kp
Sin embargo, si se incluye una llave, la fuerza pasiva por unidad de longitud de la pared se
convierte en (nota: D ⫽ D1)
Pp
1
2
g2D2
1Kp 2cœ
2D1 2Kp

428
donde Kp ⫽ tan2 (45 ⫹ f¿2/2). Debido a que D1 D, una llave, obviamente, ayudará a aumentar
la resistencia pasiva en la punta y, por lo tanto, el factor de seguridad contra el deslizamiento.
Por lo general, se construye la base llave debajo del espolón, y un poco de alambre se inserta
en la llave.
15.7 Comprobación de la falla de capacidad de carga
La presión vertical transmitida al suelo por la losa de base del muro de contención deberá co-
tejarse con la capacidad última de carga del suelo. La naturaleza de la variación de la presión
vertical transmitida por la losa de base en el suelo se muestra en la figura 15.7. Tenga en cuenta
que qpunta y qtalón son las presiones máxima y mínima que se producen en los extremos de las
secciones de la punta y el talón, respectivamente. Las magnitudes de qpunta y qtalón pueden de-
terminarse de la siguiente manera.
La suma de las fuerzas verticales que actúan sobre la losa de base es ⌺V (véase columna 3,
tabla 15.1), y la fuerza horizontal es Pa cos a. Sea R la fuerza resultante, o
(15.14)
S
R
¡
g V
————S
(Pa cos a)
El momento neto de estas fuerzas sobre el punto C (figura 15.7) es
(15.15)
Mneto gMR g MO
Figura 15.7 Comprobación de falla de la capacidad de carga
qtalón
qpunta
⫽
qmáx ⫽
qmín

Los valores de ⌺MR y ⌺MO se determinaron anteriormente [véase columna 5, tabla 15.1, y la
ecuación (15.4)]. Deje que la línea de acción de la resultante, R, se cruce con la losa de base en
E, como se muestra en la figura 15.7. La distancia de CE es, entonces,
(15.16)
CE X
Mneto
g V
Por lo tanto, la excentricidad de la resultante, R, se puede expresar como
(15.17)
e
B
2
CE
La distribución de la presión bajo la losa de base se puede determinar mediante el uso de
los principios sencillos de la mecánica de materiales:
(15.18)
q
g V
A
Mneto y
I
donde
Mneto ⫽ momento ⫽ (⌺V)e
I ⫽ momento de inercia por unidad de longitud de la sección de base ⫽ 1
12 (1)(B3)
Para las presiones máxima y mínima, el valor de y en la ecuación (15.18) es igual a B/2. Susti-
tuyendo los valores anteriores en la ecuación (15.18) se tiene
(15.19)
Del mismo modo,
(15.20)
qmín qtalón
g V
B
a1
6e
B
b
qmáx qpunta
g V
(B)(1)
e(g V)
B
2
a
1
12
b(B3
)
g V
B
a1
6e
B
b
Tenga en cuenta que ⌺V incluye el peso del suelo, como se muestra en la tabla 15.1, y que cuan-
do el valor de la excentricidad, e, se vuelve mayor que B/6, qmín se vuelve negativa [ecuación
(15.20)]. Por lo tanto, habrá un cierto esfuerzo de tensión en el extremo de la sección de talón.
Esta tensión no es deseable, debido a que la resistencia del suelo a la tensión es muy pequeña. Si
el análisis de un diseño muestra que e ⬎ B/6, el diseño debe ser redimensionado y recalculado.
Las relaciones para la capacidad última de carga de una cimentación superficial se anali-
zan en el capítulo 16. De la ecuación (16.23),
(15.21)
qu cœ
2NcFcdFci qNqFqdFqi
1
2
g2B¿NgFgdFgi
donde
Nc, Nq, Ng ⫽ factores de capacidad de carga (véase la tabla 16.2)
q ⫽ g2D

430
B B 2e
Fcd
Fqd
F d 1
Fci
F i
° tan 1
a
Pa cos a
g V
b
a1
c°
fœ
2°
b
2
Fqi a1
c°
90°
b
2
1 2 tan fœ
2(1 senfœ
2)2 D
B¿
Fqd
1 Fqd
Nc tan f¿2
Observe que los factores de forma Fcs, Fqs y Fgs dados en el capítulo 16 son todos iguales a 1,
ya que pueden ser tratados como una cimentación continua. Por esta razón los factores de forma
no se muestran en la ecuación (15.21).
Una vez que se ha calculado la capacidad última de carga del suelo utilizando la ecuación
(15.21), se puede determinar el factor de seguridad contra fallas de capacidad de carga:
(15.22)
FS(capacidad de carga)
qu
qmáx
Generalmente se requiere un factor de seguridad de 3.
Ejemplo 15.1
En la figura 15.8 se muestra la sección transversal de un muro reforzado. Calcule los factores
de seguridad en relación con el vuelco, el deslizamiento y la capacidad de carga.
Solución
Haciendo referencia a la figura 15.8, encontramos
H H1 H2 H3 2.6 tan 10 6 0.7
0.458 6 0.7 7.158 m
La fuerza activa de Rankine por unidad de longitud de la pared es
Pa
1
2
g1H¿2
Ka
Para f¿1 ⫽ 30º y a ⫽ 10º, Ka es igual a 0.350 (tabla 14.2). Por lo tanto,
Ph Pa cos 10° 161.4(cos 10°) 158.95 kN/m
Pv Pa sen 10° 161.4(sen 10°) 28.03 kN/m
Pa
1
2
(18)(7.158)2
(0.35) 161.4 kN/m

c
20
H2 6 m
10
10
1 30
1 0
1 18 kN/m3
2
c
2 40 kN/m2
2 19 kN/m3
2
3
1
4
5
Pa
Ph
Pv
C
f
γ

f
γ

(Nota: la profundidad del nivel freático está al
menos a 4 m de la base del muro de contención)
0.7 m
1.5 m D
0.7 m
0.5 m
0.7 m
H3 0.7 m
2.6 m
H1 0.458 m
Figura 15.8
Factor de seguridad contra el vuelco
La siguiente tabla puede ser preparada para determinar el momento resistente.
2
) (kN/m)†
(m) (kN-m/m)
1 6 0.5 3 70.74 1.15 81.35
2 (0.2)6 0.6 14.15 0.833 11.79
3 4 0.7 2.8 66.02 2.0 132.04
4 6 2.6 15.6 280.80 2.7 758.16
5 (2.6)(0.458) 0.595 10.71 3.13 33.52
Pv 28.03 4.0 112.12
V 8
9
.
8
2
1
1
5
4
.
0
7
4 MR
©
©
©
1
2
1
2
Sección
núm.
Área
Peso/unidad
de longitud
Brazo de
momento del
punto C Momento
(m
*Para los números de sección consulte la figura 15.8.
†gconcreto ⫽ 23.58 kN/m3
Para el momento de vuelco, se tiene
MO Ph a
H¿
3
b 158.95a
7.158
3
b 379.25 kN-m/m

432
Por lo tanto,
FS(vuelco)
g MR
MO
1128.98
379.25
2.98 2—OK
Factor de seguridad contra el deslizamiento
De la ecuación (15.13), se tiene
Sea k1 k2 Además,
Así
Por lo tanto,
111.5 106.67 215
158.95
2.73 1.5—OK
FS(deslizamiento)
(470.45)tana
2 20
3
b (4)a
2
3
b(40) 215
158.95
43.61 171.39 215 kN/m
Pp
1
2
(2.04)(19)(1.5)2
2(40)(12.04)(1.5)
D 1.5 m
Kp tan2
a45
fœ
2
2
b tan2
(45 10) 2.04
Pp
1
2
Kpg2D2
2cœ
2 1Kp D
2
3 .
FS(deslizamiento)
(g V)tan(k1fœ
1) Bk2cœ
2 Pp
Pa cos a
Nota: Para algunos diseños, la profundidad, D, para el cálculo de la presión pasiva puede ser
tomada como igual al espesor de la losa de base.
Factor de seguridad contra la falla de la capacidad de carga
Combinando las ecuaciones (15.15), (15.16) y (15.17) se tiene
0.406 m
B
6
4
6
0.666 m
e
B
2
g MR MO
g V
4
2
1128.98 379.25
470.45
Otra vez, a partir de las ecuaciones (15.19) y (15.20) se tiene
45.99 kN/m2
(talón)
qpunta
talón
g V
B
a 1
6e
B
b
470.45
4
a1
6 0.406
4
b 189.2 kN/m2
(punta)

La máxima capacidad de carga del suelo puede ser determinada a partir de la ecuación
(15.21):
qu cœ
2NcFcdFci qNqFqdFqi
1
2
g2B¿NgFgdFgi
Para f¿
2 ⫽ 20º, encontramos que Nc ⫽ 14.83, Nq ⫽ 6.4 y Ng ⫽ 5.39 (tabla 16.2). Además,
c tan 1
a
Pa cos a
g V
b tan 1
a
158.95
470.45
b 18.67°
Fci Fqi a 1
c°
90°
b
2
Fgd 1
Fcd Fqd
1 Fqd
Nc tan f¿
2
1.148
1 1.148
(14.83)(tan 20)
1.175
Fqd 1 2 tan fœ
2(1 senfœ
2)2
a
D
B¿
b 1 0.315a
1.5
3.188
b 1.148
B¿ B 2e 4 2(0.406) 3.188 m
q g2D (19)(1.5) 28.5 kN/m2
Así que
Fgi a1
c
fœ
2
b
2
a1
18.67
20
b
2
0
Fci Fqi a1
18.67
90
b
2
0.628
Por lo tanto,
qu
qpunta
569.2
189.2
3.0—OK
437.7 131.50 0 569.2 kN/m2
1
2
(19)(5.93)(3.188)(1)(0)
qu (40)(14.83)(1.175)(0.628) (28.5)(6.4)(1.148)(0.628)
Ejemplo 15.2
En la figura 15.9 se muestra un muro de gravedad. Utilice d¿ ⫽ 2
3 f¿1 y la teoría de la presión
activa de Coulomb. Determine estos valores:
a. El factor de seguridad contra el vuelco
b. El factor de seguridad contra el deslizamiento
c. La presión sobre el suelo en la punta y el talón

434
⬘
⬘
⬘
⬘
⬘
Figura 15.9
Solución
H 5 1.5 6.5 m
Fuerza activa de Coulomb
Pa
1
2
g1H¿2
Ka
Con a¿ 0º, ș¿ 15º, d¿ 2
3 f¿ y f¿
1 32º, encontramos que Ka 0.4023 (tabla 14.4).
Por lo tanto,
Pv Pa sena 15
2
3
fœ
1 b 157.22 sen 36.33 93.14 kN/m
Ph Pa cos a 15
2
3
fœ
1 b 157.22 cos 36.33 126.65 kN/m
Pa
1
2
(18.5)(6.5)2
(0.4023) 157.22 kN/m

Inciso a: Factor de seguridad contra el vuelco
Consultando la figura 15.9, se puede preparar la siguiente tabla:
2
) (kN/m)* (m) (kN-m/m)
1 (5.7)(1.53) 4.36 102.81 2.18 224.13
2 (0.6)(5.7) 3.42 80.64 1.37 110.48
3 (0.27)(5.7) 0.77 18.16 0.98 17.80
4 (3.5)(0.8) 2.8 66.02 1.75 115.52
Pv 93.14 2.83 263.59
V 360.77 kN/m MR 731.54 kN-m/m
©
©
1
2
1
2
Sección
núm.
Área
Peso/unidad
de longitud
Brazo de momento
del punto C Momento
(m
*gconcreto 23.58 kN/m3
Para el momento de vuelco, se tiene
Por lo tanto,
FS(vuelco)
g MR
g MO
731.54
274.45
2.665 2—OK
MO Ph a
H¿
3
b 126.65(2.167) 274.45 kN-m/m
Inciso b: Factor de seguridad contra el deslizamiento
Kp tan2
a45
24
2
b 2.37
Pp
1
2
Kpg2D2
2cœ
2 1Kp D
FS(deslizamiento)
(g V)tana
2
3
fœ
2 b
2
3
cœ
2B Pp
Ph
Por lo tanto;
Así,
103.45 70 186.59
126.65
2.84
FS(deslizamiento)
360.77 tana
2
3
24b
2
3
(30)(3.5) 186.59
126.65
Pp
1
2
(2.37)(18)(1.5)2
2(30)(1.54)(1.5) 186.59 kN/m
Si Pp es ignorada, el factor de seguridad sería 1.37.

436
Inciso c: Presión sobre el suelo en la punta y el talón
De las ecuaciones (15.15), (15.16) y (15.17), se tiene
qtalón
V
B
c1
6e
B
d
360.77
3.5
c1
(6)(0.483)
3.5
d 17.73 kN/m2
qpunta
g V
B
c1
6e
B
d
360.77
3.5
c 1
(6)(0.483)
3.5
d 188.43 kN/m2
e
B
2
g MR g MO
g V
3.5
2
731.54 274.45
360.77
0.483
B
6
0.583
MUROS DE CONTENCIÓN DE TIERRA
MECÁNICAMENTE ESTABILIZADOS
15.8 Tierra mecánicamente estabilizada
El uso de la tierra mecánicamente estabilizada (MSE) es un desarrollo reciente en el diseño y
construcción de cimentaciones y estructuras de contención de tierras. La MSE es un material
de construcción a partir de suelo que ha sido reforzado con elementos de refuerzo tales como
varillas, telas no biodegradables (geotextiles), geomallas y similares. La idea fundamental de
reforzar el suelo no es nueva, de hecho, se remonta a varios siglos. Sin embargo, el concepto
actual de análisis y diseño sistemático fue desarrollado por un ingeniero francés, H. Vidal, en
1966. El Road Research Laboratory francés ha realizado una amplia investigación sobre la
aplicabilidad y los efectos beneficiosos del uso de la tierra mecánicamente estabilizada como
material de construcción. Esta investigación fue documentada en detalle por Darbin (1970),
Schlosser y Vidal (1969), y Schlosser y Long (1974). Las pruebas que se realizaron implicaban
el uso de tiras metálicas como material de refuerzo.
En todo el mundo se han construido muros de contención de MSE desde que Vidal pu-
blicó su obra. El primer muro de contención MSE con tiras de metal como refuerzo en Estados
Unidos fue construido en 1972 en el sur de California.
Desde principios de 1970 los geotextiles y geomallas que son material polimérico no bio-
degradable y clasificados como geosintéticos también se han utilizado para el refuerzo del suelo
en el diseño y construcción de muros de contención. En el apéndice A se da un breve resumen
de geotextiles y geomallas relacionados con la construcción de muros.
Los efectos beneficiosos del reforzamiento de suelos se derivan de (a) una mayor resis-
tencia del suelo a la tensión y (b) la resistencia al corte desarrollada a partir de la fricción en las
interfaces suelo-reforzamiento. Tal refuerzo es comparable al de las estructuras de concreto. En
la actualidad, la mayoría de diseño MSE se realiza sólo con suelo granular de drenaje libre. Por
lo tanto, se evita el efecto de desarrollo de agua intersticial en suelos cohesivos que, a su vez,
reduce la resistencia al corte del suelo.

15.9 Consideraciones generales de diseño
El procedimiento general de diseño de cualquier muro de contención estabilizado mecánica-
mente se puede dividir en dos partes:
1. Satisfacer los requisitos de estabilidad interna
2. Comprobar la estabilidad externa del muro
Los controles de estabilidad internos implican la determinación de la tensión y la resistencia
al retiro de los elementos de refuerzo y la determinación de la integridad de los elementos de
revestimiento. Los controles de estabilidad externos incluyen controles de vuelco, deslizamien-
to y falla de la capacidad de carga. Las siguientes secciones analizarán los procedimientos de
diseño de muros de contención para utilizar con tiras metálicas, geotextiles y geomallas.
15.10 Muros de contención reforzados con varilla
Los muros de tierra reforzada son paredes flexibles. Sus componentes principales son
1. El relleno, que es suelo granular.
2. Bandas de refuerzo, que son delgadas, tiras anchas colocadas a intervalos regulares, y
3. Una cubierta o forro en la cara frontal de la pared
La figura 15.10 es un diagrama de un muro de contención de tierra reforzada. Observe
que, a cualquier profundidad, las bandas de refuerzo o tirantes se colocan con una separación
horizontal SH de centro a centro; la separación vertical de las cintas o tirantes es SV de centro
a centro. La cubierta puede ser construida con secciones de material delgado relativamente
flexible. Lee et al. (1973) demostraron que, con un diseño conservador, una cubierta de acero
galvanizado de 5 mm de espesor sería suficiente para sostener una pared de alrededor de 14 o 15 m
de altura. En la mayoría de los casos también se pueden utilizar como cubierta losas prefabri-
Figura 15.10 Muro de contención de tierra reforzada
SH
Sv
Tirante
Cubierta

438
cadas de concreto. Las losas están ranuradas para encajar una en la otra, de modo que el suelo
no puede fluir entre las articulaciones. Cuando se utilizan cubiertas de metal, que se atornillan
entre sí, se colocan tiras de refuerzo entre éstas.
El método más simple y más común para el diseño de los tirantes es el método de Rankine.
A continuación analizamos este procedimiento.
Cálculo de la presión horizontal activa
La figura 15.11 muestra un muro de contención con un material de relleno granular que tiene
peso unitario de g1 y un ángulo de fricción de f¿1. Por debajo de la base del muro de contención
el suelo se ha excavado y recompactado in situ, con suelo granular utilizado como relleno. Por
debajo de la reposición, el suelo in situ tiene un peso unitario de g2, ángulo de fricción de f¿
2 y
la cohesión de c¿
2. El muro de contención tiene tirantes de refuerzo a profundidades z 0, SV,
2SV , . . . NSV. La altura de la pared es NSV H.
De acuerdo con la teoría de la presión activa de Rankine,
sa
¿ so
¿Ka 2c¿2Ka
donde s¿
a presión activa Rankine efectiva a cualquier profundidad z.
Para suelos granulares secos sin sobrecarga en la parte superior, c¿ 0, s¿o g1z y Ka
tan2 (45 f¿1/2). Por lo tanto,
(15.23)
sa
¿ g1zKa
En la parte inferior de la pared (es decir, en z H),
a HKa
La fuerza
La fuerza del tirante por unidad de longitud de la pared desarrollada a cualquier profundidad z
(ver figura 15.11) es
T presión activa a la profundidad z
área de la pared que es soportada por el tirante
( a) (SVSH )
4
2
.
5
1
(
)
Figura 15.11 Análisis de un muro de contención de tierra reforzada
Suelo in situ
Arena

Factor de seguridad contra la falla del tirante
Los tirantes de refuerzo en cada nivel, y por lo tanto los muros, podrían fallar por (a) rompi-
miento del tirante o (b) retiro del tirante.
El factor de seguridad contra el rompimiento del tirante se puede determinar como
(15.25)
wtfy
s¿
aSVSH
FS(B)
rendimiento o resistencia de cada tirante a la falla
fuerza máxima en cualquier tirante
donde
w anchura de cada tirante
t espesor de cada tirante
fy rendimiento o resistencia del material del tirante a la falla
Por lo general se recomienda un factor de seguridad de alrededor de 2.5 o 3 para los tirantes en
todos los niveles.
El refuerzo de tirantes a cualquier profundidad z fallará por retirada si la resistencia frac-
cional desarrollada a lo largo de las superficies de los tirantes es menor que la fuerza a la que
éstos están siendo sometidos. La longitud efectiva de los tirantes a lo largo de los que se desa-
rrolla la resistencia a la fricción puede ser tomada de forma conservadora como la longitud que
se extiende más allá de los límites de la zona de falla activa de Rankine, que es la zona ABC en
la figura 15.11. La línea BC forma un ángulo de 45º f¿
1/2 con la horizontal. Ahora, la fuerza
de fricción máxima que puede ser realizada por un tirante a la profundidad z es
FR 2lew o tan (15.26)
donde
le longitud efectiva
s¿
o presión vertical efectiva a una profundidad z
f¿
m ángulo de fricción suelo-tirante
Por lo tanto, el factor de seguridad contra la retirada del tirante a cualquier profundidad z es
(15.27)
FS(P)
FR
T
Sustituyendo las ecuaciones (15.24) y (15.26) en la ecuación (15.27) se obtiene
(15.28)
FS(P)
2lewso
¿ tan f¿
m
sa
¿SVSH
Longitud del tirante
La longitud del tirante a cualquier profundidad es
L lr le (15.29)

440
donde
lr longitud dentro de la zona de falla de Rankine
le longitud efectiva
Para un FS(P) dado a partir de la ecuación (15.28)
(15.30)
le
FS(P)sa
¿SVSH
2wso
¿ tanf¿
m
De nuevo, para cualquier profundidad z
(15.31)
lr
(H z)
tan a45
f¿1
2
b
Por lo tanto, combinando las ecuaciones (15.29), (15.30) y (15.31) se tiene
(15.32)
L
(H z)
tana45
f¿1
2
b
FS(P)sa
¿SVSH
2wso
¿ tan f¿m
15.11 Procedimiento de diseño paso a paso utilizando
tiras metálicas de refuerzo
A continuación se presenta un procedimiento paso a paso para el diseño de muros de contención
de tierra reforzada.
General
Paso 1. Determinar la altura del muro, H, y también las propiedades del material de
relleno granular, como peso unitario (g1) y el ángulo de fricción (f¿
1).
Paso 2. Obtener el ángulo de fricción suelo-tirante, f¿
m, y también los valores requeridos
de FS(B) y FS(P).
Estabilidad interna
Paso 3. Proponer los valores para el espaciado horizontal y vertical del tirante. Suponer
también la anchura de la tira de refuerzo, w, que será utilizada.
Paso 4. Calcular s¿
a a partir de la ecuación (15.23).
Paso 5. Calcular las fuerzas de unión en los distintos niveles a partir de la ecuación
(15.24).
Paso 6. Para los valores conocidos de FS(B), calcular el espesor de los tirantes, t,
necesario para resistir la ruptura del tirante:
T sa
¿SV SH
wtfy
FS(B)

o
(15.33)
t
(s¿
aSVSH)[FS(B)]
wfy
La convención es mantener la magnitud de t igual en todos los niveles, por lo
que s¿
a en la ecuación (15.33) debe ser igual a s¿
a(máx).
Paso 7. Para los valores conocidos de f¿
m y FS(P), determinar la longitud L de los tirantes
en los diversos niveles a partir de la ecuación (15.32).
Paso 8. Se pueden cambiar las magnitudes de SV, SH, t, w y L para obtener el diseño más
económico.
Estabilidad externa
Paso 9. Verificar si hay vuelco, mediante la figura 15.12 como guía. Tomando el
momento sobre B se obtiene el momento de vuelco para la unidad de longitud
del muro:
Mo Paz (15.34)
De aquí,
Pa fuerza activa
H
0
sa
¿dz
El momento resistente por unidad de longitud del muro es
(15.35)
MR W1x1 W2x2
p
Figura 15.12 Comprobación de la estabilidad para el muro de contención
Arena
Suelo in situ
Arena

442
donde
W1 (área AFEGI) (1) (g1)
W2 (área FBDE) (1) (g1)
…
.
Así,
(15.36)
W1x1 W2x2
p
a
H
0
sa
¿dzbz¿
FS(vuelco)
MR
Mo
FS(vuelco) debe ser al menos de 3.
Paso 10. La comprobación de deslizamiento se puede hacer mediante el uso de la
ecuación (15.13), o
(15.37)
FS(deslizamiento)
(W1 W2
p )[tan (kf¿
1 )]
Pa
donde k 2
3.
FS(deslizamiento) debe ser al menos de 1.5.
Paso 11. Comprobar si hay falla de la capacidad última de carga, que puede estar dada
como
(15.38)
qu c2
¿Nc
1
2g2L2
¿Ng
Los factores de la capacidad de carga de Nc y Ng corresponden al ángulo
de fricción del suelo f¿
2. (Véase la tabla 16.2.) En la ecuación (15.38), L¿
2 es la
longitud efectiva, es decir,
L2 L2 2e (15.39)
donde excentricidad dada por
e
(15.40)
e
L2
2
MR MO
gV
en la que V W1 W2 . . .
El esfuerzo vertical en z H es
o(H) 1 H (15.41)

Por lo tanto, el factor de seguridad en contra de la falla de la capacidad de
carga es
(15.42)
qúlt
so
¿ (H)
Por lo general, un valor mínimo de FS(falla de la capacidad de carga) 3 a 5 es
recomendable.
Ejemplo 15.3
Debe construirse un muro de contención de 10 m de altura con tiras de refuerzo de acero
galvanizado en un relleno granular. Con base en la figura 15.11, se tiene:
Relleno granular: 1 36
1 16.5 kN/m3
Suelo de cimentación: 2 28
2 17.3 kN/m3
c2 48 kN/m2
Refuerzo de acero galvanizado:
Ancho de la tira, w 72 mm
SV 0.6 m de centro a centro
SH 1 m de centro a centro
fy 242 MN/m2
20
Requeridos FS(B) 3
Requeridos FS(P) 3
Compruebe la estabilidad externa e interna. Suponga que la velocidad de corrosión del acero
galvanizado es 0.025 mm/año y la vida de la estructura será de 50 años.
Solución
Comprobación de la estabilidad interna
Ancho del tirante: Fuerza máxima del tirante, Tmáx s¿
a(máx)SVSH
Así,
De la ecuación (15.22) para la ruptura del tirante
t
(s¿
aSVSH)[FS(B)]
wfy
cg1H tan2
a45
f¿1
2
bSVSH d FS(B)
wfy
Tmáx g1H tan2
a45
f1¿
2
bSVSH
sa(máx) g1HKa gH tan2
a45
f1
¿
2
b

444
o
4.5 mm
t
c(16.5)(10) tan2
a45
36
2
b(0.6)(1)d(3)
(0.072 m) (242,000 kN/m2
)
0.00443 m
Si la tasa de corrosión es de 0.025 mm/año y la vida de la estructura es de 50 años, entonces
el espesor real, t, de los tirantes será
t 4.5 (0.025)(50) 5.75 mm
Así que un espesor de 6 mm del tirante sería suficiente.
Longitud del tirante: Consulte la ecuación (15.32). Para este caso, s¿a g1zKa y s¿
o g1z,
por lo tanto
L
(H z)
tana45
f1
¿
2
b
FS(P)g1zKa SVSH
2wg1z tan f¿
m
Ahora, se puede preparar la siguiente tabla. Nota: FS(P) 3, H 10 m, w 0.072 m y
f¿m 20º.
tirante L (m)
]
)
2
3
.
5
1
(
.
c
E
[
)
m
z (
0
.
3
1
2
9
9
.
1
1
4
7
9
.
0
1
6
5
9
.
9
8
3
9
.
8
0
1
Longitud del
Así que utilice una longitud de L 13 m
Comprobación de la estabilidad externa
Verificación de vuelco: Consulte la figura 15.13. Para este caso, utilice la ecuación (15.36)
FS(vuelco)
(2145)(6.5)
(214.5)(3.33)
19.5 3—OK
z¿
10
3
3.33 m
Pa
H
0
sa
¿dz 1
2g1KaH2
(1
2)(16.5)(0.26)(10)2
214.5 kN/m
x1 6.5 m
W1 g1HL (16.5)(10)(13) 2145 kN
FS(vuelco)
W1x1
c
H
sa
¿ dzd z¿
0

L 13 m
g2 17.3 kN/m2
f
2 28°
g1 16.5 kN/m3
f
1 36°
c
2 48 kN/m2
6.5 m
W1
10 m
Figura 15.13 Muro de contención con refuerzo de tiras de acero galvanizado en el relleno
Verificación de deslizamiento: De la ecuación (15.37)
FS(deslizamiento)
W1tan(kf¿1)
Pa
2145 tanc a
2
3
b(36)d
214.5
4.45 3—OK
Verificación de la capacidad de carga: Para f¿2 ⫽ 28º, Nc ⫽ 25.8, Ng ⫽ 16.72 (tabla 16.2).
qúlt
s¿
o(H)
3022
165
18.3 5—OK
s¿
o(H) g1H (16.5)(10) 165 kN/m2
qúlt (48)(25.8) (1
2)(17.3)(12.334)(16.72) 3022 kN/m2
L¿ 13 (2 0.333) 12.334 m
e
L
2
MR MO
©V
13
2
c
(2145 6.5) (214.5 3.33)
2145
d 0.333 m
qúlt c2
¿Nc
1
2g2L¿Ng
15.12 Muros de contención con refuerzo geotextil
La figura 15.14 muestra un muro de contención en el que capas de material geotextil se han
utilizado como refuerzo. Como en la figura 15.12, el relleno es un suelo granular. En este tipo
de muro de contención el revestimiento de la pared está formado por el traslapado de las hojas,
como se muestra con una longitud de traslape LL. Una vez finalizada la construcción, la cara
expuesta de la pared debe ser cubierta, de lo contrario, el geotextil se deteriora por la exposi-
ción a la luz ultravioleta. Sobre la superficie de la pared se pulveriza una emulsión de betumen
o gunita. Una malla de alambre anclada al revestimiento geotextil puede ser necesaria para

446
mantener el revestimiento en su lugar. La figura 15.15 muestra la construcción de un muro de
contención reforzado con geotextil.
El diseño de este tipo de muro de contención es similar al presentado en la sección 15.11.
El siguiente es un procedimiento paso a paso para el diseño basado en las recomendaciones de
Bell et al. (1975) y Koerner (2005):
Estabilidad interna
Paso 1. Determinar la distribución de la presión activa sobre el muro mediante la
fórmula
a Ka o Ka 1z (15.43)
donde
Ka ⫽ coeficiente de presión activa de Rankine ⫽ tan2 (45 – f¿
1/2)
g1 ⫽ peso unitario del relleno granular
f¿1 ⫽ ángulo de fricción del relleno granular
Arena
Geotextil
Geotextil
Geotextil
Suelo in situ
Geotextil
Geotextil
Figura 15.15 Construcción de un muro de contención reforzado con geotextil (Cortesía de Jonathan T.
H. Wu, Universidad de Colorado en Denver, Denver, Colorado)
Figura 15.14 Muro de contención con refuerzo geotextil

Paso 2. Seleccionar un material geotextil con una resistencia permisible a la tensión de
Tper (kN/m). [Véase la ecuación (A.1) en el apéndice A para Tper.]
Paso 3. Determinar la separación vertical de las capas a cualquier profundidad z a partir
de la fórmula
(15.44)
SV
Tper
s¿
aFS(B)
Tper
(g1zKa)[FS(B)]
Note que la ecuación (15.44) es similar a la ecuación (15.25). La magnitud de
FS(B) es generalmente 1.3 a 1.5.
Paso 4. Determinar la longitud de cada capa de geotextil a partir de la fórmula
L lr le (15.45)
donde
(15.46)
y
(15.47)
le
SVs¿
a[FS(P)]
2s¿
o tanf¿
F
lr
H z
tan a 45
f¿
1
2
b
en la que
a 1zKa
o 1z
FS(P) 1.3 a 1.5
f¿F ⫽ ángulo de fricción en la interfase suelo-geotextil
2
3f¿1
Paso 5. Determinar la longitud de traslape, l1, a partir de
(15.48)
ll
SVs¿
aFS(P)
4s¿
o tan f¿
F
La longitud mínima del traslape debe ser de 1 m.
Estabilidad externa
Paso 6. Comprobar los factores de seguridad contra el vuelco, deslizamiento y falla de
la capacidad de carga, como se describe en la sección 15.11 (pasos 9, 10 y 11).
Ejemplo 15.4
En la figura 15.16 se muestra un muro de 5 m de altura reforzado con material geotextil. Para el
relleno granular, g1 ⫽ 15.7 kN/m3 y f¿1 ⫽ 36°. Para el geotextil, Túlt ⫽ 52.5 kN/m. Para
el diseño de la pared, determine Sv, L y ll. Utilice RFid ⫽ 1.2, RFcr ⫽ 2.5 y RFcbd ⫽ 1.25.

448
2.5 m
g1 = 15.7 kN/m3
g2 = 18 kN/m3
f2 = 22°
5 m
SV = 0.5 m
ll = 1 m
⬘
f1 = 36°
⬘
c2 = 28 kN/m2
⬘
Figura 15.16 Muro de contención reforzado con material geotextil
Solución
Se tiene
Ka tan2
a45
f¿
1
2
b 0.26
Determinación de SV
Para encontrar SV, se deben realizar algunas pruebas. De la ecuación (15.44),
De la ecuación (A-1)
Con FS(B) 1.5 en z 2 m,
En z 4 m,
SV
14
(15.7) (4) (0.26) (1.5)
0.57 m
SV
14
(15.7) (2) (0.26) (1.5)
1.14 m
Tper
Túlt
RFid RFcr RFcbd
52.5
1.2 2.5 1.25
14 kN/m
SV
Tper
(g1zKa)[FS(B)]

En z ⫽ 5 m,
SV
14
(15.7) (5) (0.26) (1.5)
0.46 m
Por lo tanto, use SV ⫽ 0.5 m para z ⫽ 0 m hasta z ⫽ 5 m (véase figura 15.16)
Determinación de L
A partir de las ecuaciones (15.45), (15.46) y (15.47),
L
(H z)
tan a45
f¿
1
2
b
SV Ka[FS(P)]
2 tan f¿
F
Para FS(P) 1.5, tan F tan 0.445, y se deduce que
L (0.51) (H z) 0.438SV
[(2
3) (36)]
H ⫽ 5 m, SV ⫽ 0.5 m
En z ⫽ 0.5 m: L ⫽ (0.51)(5 ⫺ 0.5) ⫹ (0.438)(0.5) ⫽ 2.514 m
En z ⫽ 2.5 m: L ⫽ (0.51)(5 ⫺ 2.5) ⫹ (0.438)(0.5) ⫽ 1.494 m
Por lo tanto, use L ⫽ 2.5 m en todo.
Determinación de ll
ll
SV s¿
a [FS(P)]
4 s¿
o tan f¿
F
a 1zKa, FS(P) 1.5; con o 1z, F 1. Así que,
2
3
ll 0.219SV (0.219) (0.5) 0.11 m 1 m
ll
SV Ka[FS(P)]
4 tan fF
¿
SV (0.26) (1.5)
4 tan[(2
3) (36)]
0.219SV
Por lo tanto, use ll ⫽ 1 m.
Ejemplo 15.5
Considere los resultados de la verificación de la estabilidad interna dada en el ejemplo 15.4.
Para el muro de contención reforzado con geotextil, calcule el factor de seguridad contra el
vuelco, deslizamiento y falla de la capacidad de carga.
Solución
Consulte la figura 15.17.

450
2.5 m
x1
W1
g1 = 15.7 kN/m3
g2 = 18 kN/m3
f2 = 22°
5 m
SV = 0.5 m
ll = 1 m
⬘
f1 = 36°
⬘
c2 = 28 kN/m2
⬘
Figura 15.17 Verificación de la estabilidad
Factor de seguridad contra el vuelco
Pa
1
2
gH2
Ka a
1
2
b(15.7) (5)2
(0.26) 51.03 kN/m
x1
2.5
2
1.25 m
W1 (5) (2.5) (15.7) 196.25 kN/m
FS(vuelco)
W1x1
(Pa)a
H
3
b
Por lo tanto,
(aumente la longitud de las capas de geotextil a 3 m)
FS(vuelco)
(196.25) (1.25)
51.03 (5/3)
2.88 3
Factor de seguridad contra el deslizamiento
1.71 1.5 O.K.
FS(deslizamiento)
W1tana
2
3
f¿1 b
Pa
(196.25) ctan a
2
3
36b d
51.03

Factor de seguridad contra la falla de la capacidad de carga
De la ecuación (15.38), qu c¿
2 Nc
1
2
g2 L2 Ng; (Nota: suponiendo L¿
2 L)
Dados: g2 ⫽ 18 kN/m3, L2 ⫽ 2.5 m, c¿
2 ⫽ 28 kN/m2 y f¿2 ⫽ 22º. De la tabla 16.2, Nc ⫽ 16.88
y Ng ⫽ 7.13.
8.06 3 O.K.
qu
s¿
a(H)
633
g1H
633
(15.7) (5)
qu (28) (16.88) a
1
2
b(18) (2.5) (7.13) 633 kN/m2
15.13 Muros de contención reforzados con geomalla
Las geomallas también se pueden utilizar como refuerzo en material de relleno granular para
la construcción de muros de contención. La figura 15.18 muestra diagramas esquemáticos tí-
picos de muros de contención con refuerzo de geomalla. La figura 15.19 muestra un muro de
contención con refuerzo de geomalla en construcción. El procedimiento de diseño de un muro
de contención reforzado con geomalla es esencialmente similar al dado en la sección 15.12. A
continuación se presenta un breve procedimiento paso a paso en referencia a la figura 15.20.
Veriﬁcación de la estabilidad interna
Paso 1: Determinar la presión activa a cualquier profundidad z según [similar a la
ecuación (15.43)]:
(15.49)
donde
Ka coeficiente de presión activa de Rankine tan2
a45
f¿1
2
b
s¿
a Ka g1 z
Paso 2. Seleccionar una geomalla con una resistencia a la tensión permisible, Tper [de la
ecuación (A.3) en el apéndice A]
(15.50)
Tper
Túlt
RFid RFcr RFcbd
donde
RFid ⫽ factor de reducción de los daños por instalación
RFcr ⫽ factor de reducción de la fluencia
RFcbd ⫽ factor de reducción de la degradación química y biológica
Paso 3. Obtener el espaciado vertical de las capas de geomalla, SV, según
(15.51)
SV
TperCr
sa
¿ FS(B)
donde Cr ⫽ radio de cobertura de la geomalla.

452
Figura 15.18 Diagramas esquemáticos típicos de muros de contención con refuerzo de geomalla:
(a) geomalla de pared envolvente; (b) pared con revestimiento de gaviones; (c) pared con panel frontal
de concreto
(a)
Geomalla biaxial
Geomalla uniaxial
(b)
Gavión de revestimiento
Geomallas
(c)
Base de nivelación
Geomallas
Pernos de conexión
Panel de
concreto
prefabricado

Figura 15.19 Construcción de un muro reforzado con geomalla HDPE revestido con paneles de
concreto (Cortesía de Tensar International Corporation, Atlanta, Georgia)
Figura 15.20 Diseño de un muro de contención reforzado con geomalla
W2
L1
W1
SV
L2
H
z
g1
f1
⬘
g2,f2,
⬘ c2
⬘
Base de nivelación
Relleno
granular
Suelo de cimentación

454
El radio de cobertura es el área del proyecto fraccionado a cualquier
elevación en particular que está realmente ocupada por geomalla. Por ejemplo, si
hay un espacio de 0.3 m entre cada pedazo de 1.2 m de geomalla, la relación de
cobertura es
Cr
1.2 m
1.2 m 0.3 m
0.8
Paso 4. Calcular la longitud de cada capa de geomalla a una profundidad z como
[similar a la ecuación (15.45)]
(15.52)
lr
H z
tan2
a45
f¿
1
2
b
L lr le
Para la determinación de le [similar a la ecuación (15.47)],
(15.53)
(2)(le)(Ci tan f¿1)(Cr)
SVKa
(2)(le)(Cis0
¿ tan f¿1)(Cr)
SVs¿
a
FS(P)
resistencia al retiro para un esfuerzo normal efectivo
fuerza de retiro
donde Ci ⫽ coeficiente de interacción o
(15.54)
le
SVKa FS(P)
2CrCi tan f¿1
Por lo tanto, a una profundidad z dada, la longitud total L de la capa de geomalla es
(15.55)
L lr le
H z
tana45
f1
¿
2
b
SVKa FS(P)
2CrCi tan f1
¿
El coeficiente de interacción, Ci, se puede determinar experimentalmente en el laborato-
rio. El siguiente es un rango aproximado para Ci para diversos tipos de relleno.
Grava, grava arenosa 0.75–0.8
Arena bien graduada, arena gravosa 0.7–0.75
Arena fina, arena limosa 0.55–0.6
Estabilidad externa
Verificar los factores de seguridad contra el vuelco, deslizamiento y falla de la capacidad de
carga como se describió en la sección 15.11 (pasos 9, 10 y 11).

Ejemplo 15.6
Considere un muro de contención reforzado con geomalla. Consultando la figura 15.20, se
tiene: H ⫽ 6 m, g1 ⫽ 16.5 kN/m3, f¿1 ⫽ 35°, Tper ⫽ 45 kN/m, FS(B) ⫽ 1.5, FS(P) ⫽ 1.5,
Cr ⫽ 0.8 y Ci ⫽ 0.75. Para el diseño de la pared, determine SV y L.
Solución
Ka tan2
a45
f¿1
2
b tan2
a45
35
2
b 0.27
Determinación de SV
En z 2 m:
En z 4 m:
En z 5 m: SV
5.39
5
1.08 m
SV
5.39
4
1.35 m
SV
5.39
2
2.7 m
SV
TperCr
s¿
a FS(B)
T
perCr
gzKa FS(B)
(45)(0.8)
(16.5)(z)(0.27)(1.5)
5.39
z
Use SV 1 m
Determinación de L
L
H z
tana 45
f¿
1
2
b
SV Ka FS(P)
2CrCi tanf¿
1
6 z
tan a45
35
2
b
(1 m)(0.27)(1.5)
(2)(0.8)(0.75)(tan 35°)
En z 1 m: L 0.52(6 1) 0.482 3.08 m 3.1 m
En z 3 m: L 0.52(6 3) 0.482 2.04 m 2.1 m
En z 5 m: L 0.52(6 5) 0.482 1.0 m
Por lo tanto, use L ⫽ 3 m para z ⫽ 0 a 6 m.
CORTES APUNTALADOS
15.14 Cortes apuntalados en general
La figura 15.21 muestra dos tipos de cortes apuntalados comúnmente utilizados en las obras
de construcción. Un tipo utiliza viga soldada (figura 15.21a), que es una viga vertical de acero
o madera clavada en el suelo antes de la excavación. Revestimiento, son tablones de madera

456
horizontales que se colocan entre las vigas soldado a medida que avanza la excavación. Cuando
la excavación alcanza la profundidad deseada, se instalan encofrados y puntales (vigas de acero
horizontal). Los puntales son miembros de compresión horizontales. La figura 15.21b muestra
otro tipo de excavación apuntalado. En este caso, pilotes entrelazados son clavados en el suelo
antes de la excavación. Los encofrados y los puntales se insertan inmediatamente después que
Figura 15.21 Tipos de cortes apuntalados: (a) uso de vigas soldado; (b) uso de pilotes
Puntal
Puntal
Puntal
Puntal
Revestimiento
Revestimiento
Elevación
Elevación
Viga
soldado
Cuña
Plano
Plano
Encofrado
Encofrado
Encofrado
Encofrado
Viga
soldado
(a)
(b)

458
Denominación
de la sección
i i
670.5 10 6
493.4 10 6
251.5 10 6
115.2 10 6
14.41 10 6
15.63 10 6
326.4 10 5
260.5 10 5
162.3 10 5
15.97 10 5
110.8 10 5
112.8 10 5
409 mm
15 mm
13 mm
575 mm
379 mm
15 mm
13 mm
305 mm
9.5
9.5
9.5
9.5
9.5
mm
mm
229 mm
mm
mm
500 mm
13 mm
Distancia de accionamiento
559 mm
500 mm
Distancia de accionamiento 406 mm
mm
PZ-40
PZ-35
PZ-27
PZ-22
PSA-31
PSA-23
Tabla 15.2 Propiedades de algunas secciones de pilotes (Producidas por Bethlehem Steel Corporation)
Croquis de la sección
Módulo de sección
(m3
/m de pared)
Momento de inercia
(m 4
/m de pared)
457 mm

Figura 15.24 Corte apuntalado durante la construcción del metro de Washington, D.C. (Cortesía de
Ralph P. Beck)
Figura 15.23 Corte apuntalado durante la construcción del metro de Chicago (Cortesía de Ralph P. Beck)

460
15.15 Presión lateral de tierra sobre cortes apuntalados
El capítulo 14 explica que un muro de contención gira alrededor de su parte inferior (figura
15.25a). Con la flexibilidad suficiente de la pared, la presión lateral de la tierra es aproxima-
damente igual a la obtenida por la teoría de Rankine o teoría de Coulomb. En contraste con
los muros de contención, los cortes apuntalados muestran un tipo diferente de flexibilidad de
la pared (ver figura 15.25b). En este caso, la deformación de la pared aumenta gradualmente
con la profundidad de la excavación. La variación de la cantidad de deformación depende de
varios factores, como el tipo de suelo, la profundidad de la excavación y la mano de obra. Sin
embargo, con muy poca flexibilidad de la pared en la parte superior del corte, la presión lateral
de tierra estará cerca de la presión de reposo. En la parte inferior de la pared, con un grado de
flexibilidad mucho mayor, la presión lateral de tierra será sustancialmente inferior a la presión
activa de tierra de Rankine. Como resultado, la distribución de la presión lateral de tierra varia-
rá sustancialmente en comparación con la distribución lineal asumida en el caso de los muros
de contención. Además, la presión lateral de tierra en un corte apuntalado depende del tipo de
suelo, el método de construcción, el tipo de equipo utilizado y la mano de obra. Para todas las
incertidumbres en relación con la distribución de la presión lateral de tierra, es una práctica
común el uso de una envoltura de presión de tierra para el diseño de cortes apuntalados.
Usando los puntales de carga observados a partir de los cortes del metro de Berlín, Mú-
nich y de Nueva York, Peck (1969) proporcionó la envoltura para la presión lateral para el
diseño de cortes en arena, esto se ilustra en la figura 15.26a. Observe que en la figura 15.26a
(15.56)
s 0.65gHKa
donde
g ⫽ peso unitario de la arena
H ⫽ altura del corte
Ka ⫽ coeficiente de presión activa de Rankine ⫽ tan2 (45 – f¿/2)
Figura 15.25 Naturaleza de la flexibilidad de las paredes: (a) muro de contención; (b) corte apuntalado
Puntales

15.15 Presión lateral de tierra sobre cortes apuntalados 461
De manera similar, Peck (1969) también proporcionó las envolturas de presión en la arcilla. La
envoltura de presión para arcilla blanda a media se muestra en la figura 15.26b. Es aplicable
para la condición
gH
c
4
donde c ⫽ cohesión no drenada (f ⫽ 0). La presión, s, es la mayor de
(15.57)
s gHc1 a
4c
gH
b d o s 0.3gH
donde g ⫽ peso unitario de la arcilla. La envoltura de presión para cortes en arcilla dura se
muestra en la figura 15.26c, en los que
(15.58)
s 0.2gH a 0.4 gH (con promedio de 0.3gH)
es aplicable a la condición gH/c ⱕ 4.
Limitaciones para las envolturas de presión
Al usar las envolturas de presión recién descritas, se deben tener los siguientes puntos en mente:
1. Las envolturas de presión algunas veces son referidos como envolturas de presión
aparente. Sin embargo, la distribución de la presión real es una función de la secuencia
de la construcción y la relativa flexibilidad de la pared.
2. Se aplican a las excavaciones con profundidades superiores a unos 6 m.
3. Se basan en la suposición de que el nivel freático está por debajo de la parte inferior del
corte.
4. Se supone que es arena drenada con presión de poros 0.
5. Se supone arcilla sin drenar y no se considera la presión del agua intersticial.
(a)
s
(b)
s
(c)
s
Figura 15.26 Envoltura de presión aparente de Peck (1969) para (a) cortes en arena; (b) cortes en
arcilla blanda a media; (c) cortes en arcilla dura

462
15.16 Parámetros del suelo para cortes en
suelos estratiﬁcados
En ocasiones, cuando se está construyendo un corte apuntalado se encuentran capas de arena
y arcilla. En este caso, Peck (1943) propuso que un valor equivalente de la cohesión (concepto
f ⫽ 0) debe ser determinado de la siguiente manera (consulte la figura 15.27a):
(15.59)
cprom
1
2H
[gsKsH2
s tan fœ
s (H Hs)n¿qu]
donde
H ⫽ altura total del corte
gs ⫽ peso unitario de la arena
Hs ⫽ altura de la capa de arena
Ks ⫽ coeficiente de presión lateral de la capa de arena ( 1)
f¿s ⫽ ángulo de fricción de la arena
qu ⫽ resistencia a la compresión no confinada de la arcilla
n¿ ⫽ coeficiente de falla progresiva (oscila de 0.5 a 1.0; valor medio 0.75)
El peso unitario promedio ga, de las capas puede ser expresado como
(15.60)
ga
1
H
[gsHs (H Hs)gc]
donde gc ⫽ peso unitario saturado de la capa de arcilla. Una vez que se han determinado los
valores de cohesión promedio y el peso unitario, pueden utilizarse las envolturas de presión en
arcilla para diseñar los cortes.
Figura 15.27 Suelos estratificados en cortes apuntalados
Arena
Arcilla
Arcilla
Arcilla
Arcilla

Del mismo modo, cuando se encuentran varias capas de arcilla en el corte (figura 15.27b),
la cohesión no drenada promedio se convierte en
(15.61)
cprom
1
H
(c1H1 c2H2
. . . cnHn)
donde c1, c2, ..., cn ⫽ cohesión no drenada en las capas 1, 2, ..., n
H1, H2, . . . , Hn ⫽ espesor de las capas 1, 2, ..., n
El peso unitario promedio, ga, es
(15.62)
ga
1
H
(g1H1 g2H2 g3H3
p gnHn)
15.17 Diseño de varios componentes de
un corte apuntalado
Puntales
En los trabajos de construcción los puntales deben tener una separación vertical mínima de alre-
dedor de 3 m o más. Los puntales son en realidad las columnas horizontales sujetas a la flexión.
La capacidad de carga de las columnas depende de la relación de esbeltez, l/r. Esta relación se
puede reducir proporcionando soportes verticales y horizontales en puntos intermedios. Para
cortes amplios, puede ser necesario empalmar los puntales. Para cortes apuntalados en suelos
arcillosos, la profundidad del primer puntal debajo de la superficie del suelo debe ser menor que
la profundidad de la grieta de tensión, zo. De la ecuación (14.16), tenemos
sœ
a gzKa 2c¿ 2Ka
donde Ka ⫽ coeficiente de presión activa de Rankine. Para la determinación de la profundidad
de la grieta de tensión, utilizamos
o
Con 0, Ka tan2
(45 /2) 1. Por lo tanto,
(Nota: c cu)
zo
2c
g
zo
2c¿
2K ag
sœ
a 0 gzoKa 2c¿2Ka
Para determinar las cargas de puntal se puede utilizar un procedimiento conservador simpli-
ficado. Aunque este procedimiento variará dependiendo de los ingenieros involucrados en el pro-
yecto, el siguiente es un esquema paso a paso del procedimiento general (consulte la figura 15.28):
1. Dibujar la envolvente de presión para el corte apuntalado (véase la figura 15.26).
También se deben mostrar los niveles de puntal propuestos. La figura 15.28a muestra una
envolvente de presión para un suelo de arena; sin embargo, también podría ser para una
arcilla. Los niveles de puntales están marcados A, B, C y D. Se supone que los pilotes (o
vigas soldado) son articulados en los niveles de puntal, con excepción de los superiores
e inferiores. En la figura 15.28a las bisagras están a la altura de los puntales B y C.
(Muchos diseñadores también suponen que los pilotes, o vigas soldado, están articulados
en todos los niveles de puntal, con excepción de la parte superior.)

464
2. Determinar las reacciones de las dos vigas en voladizo simple (superior e inferior) y entre
todas las vigas simples. En la figura 15.28b estas reacciones son A, B1, B2, C1, C2 y D.
3. Calcular los puntales de carga en la figura 15.28 de la siguiente manera:
PA ⫽ (A)(s)
PB ⫽(B1 ⫹ B2)(s)
PC ⫽ (C2 ⫹ C1)(s)
PD ⫽ (D)(s) (15.63)
donde
PA, PB, PC, PD ⫽ cargas que deben tomar los puntales individuales en los niveles A, B, C y
D, respectivamente
Figura 15.28 Determinación de los puntales de carga: (a) sección y plano del corte; (b) método para
determinar los puntales de carga
s
s
s
s
Articulaciones
Sección
Plano
Voladizo
simple
Voladizo
simple
Voladizo
simple

A, B1, B2, C1, C2, D ⫽ reacciones calculadas en el paso 2 (note unidad: la
fuerza/unidad longitud del corte apuntalado)
s ⫽ distancia horizontal entre los puntales (ver plano en
la figura 15.28a).
4. Conocer los puntales de carga en cada nivel y las condiciones de apuntalamiento intermedio
que permitan la selección de las secciones apropiadas del manual de acero de construcción.
Pilotes
Los siguientes pasos son tomados en el diseño de las tablestacas:
1. Para cada una de las secciones mostradas en la figura 15.28b, determinar el momento de
flexión máximo.
2. Determinar el valor máximo de los momentos de flexión máxima (Mmáx) obtenido en el
paso 1. Considerar que la unidad de este momento será, por ejemplo, kN-m/m de longitud
de la pared.
3. Obtener el módulo de sección de los pilotes requeridos:
(15.64)
S
Mmáx
sper
donde sper ⫽ esfuerzo de flexión permisible del material del pilote.
4. Elegir un pilote que tenga un módulo de sección mayor que o igual al módulo de sección
requerido de una tabla, como en la tabla 15.2.
Encofrados
Los encofrados se pueden tratar como elementos horizontales continuos si son empalmados co-
rrectamente. Siendo conservadores, también pueden ser tratados como si estuvieran puestos en
los puntales. Para la sección mostrada en la figura 15.28a, los momentos máximos de los enco-
frados (suponiendo que se fijan a los puntales) son
En el nivel A,
En el nivel B,
En el nivel C,
En el nivel D, Mmáx
(D)(s2
)
8
Mmáx
(C1 C2)s2
8
Mmáx
(B1 B2)s2
8
Mmáx
(A)(s2
)
8
donde A, B1, B2, C1, C2 y D son las reacciones bajo los puntales por unidad de longitud de la
pared (paso 2 del diseño del puntal).
Se puede determinar el módulo de sección de los encofrados con
S
Mmáx
sper
En ocasiones los encofrados se sujetan a los pilotes en los puntos que satisfacen las necesidades
de apoyo lateral.

466
Ejemplo 15.7
Consulte el corte apuntalado que se muestra en la figura 15.29. Dados g ⫽ 17.6 kN/m3,
f¿ ⫽ 32º y c¿ ⫽ 0. Los puntales se encuentran en el plano a 4 m de centro a centro. Dibuje
la envoltura de presión de tierra y determine los puntales de carga en los niveles A, B y C.
Solución
Para este caso se aplicará la envoltura de presión de tierra mostrada en la figura 15.26a.
Ka tan2
a 45
f¿
2
b tan2
a45
32
2
b 0.307
s 0.65gHKa (0.65)(17.6)(9)(0.307) 31.6 kN/m2
La figura 15.30a muestra la envoltura de presión. Ahora, con referencia a la figura 15.30b,
B1 (31.6)(5) 131.67 26.33 kN/m
A
(31.6)(5)a
5
2
b
3
131.67 kN/m
aMB1
0
2 m
A
B g
c ⫽ 0
f⬘
C
5 m
3 m
3 m
1 m
Figura 15.29

Otra vez, tomando como referencia la figura 15.30c,
Puntal de carga en A (131.67)(espaciado) (131.67)(4)
526.68 kN
Puntal de carga en B (B1 B2)(espaciado) (26.33 42.13)(4)
273.84 kN
Puntal de carga en C (84.27)(s) (84.27)(4)
337.08 kN
B2 (31.6)(4) 84.27 42.13 kN/m
C
(31.6)(4)a
4
2
b
3
84.27 kN/m
aMB2
0
2 m
3 m
3 m
1 m
A
B
C
s ⫽ 0.65gHKa ⫽ 31.6 kN/m2
2 m
A
3 m
B1
31.6
kN/m2
1 m
C
3 m
B2
31.6
kN/m2
(a)
(b) (c)
Figura 15.30
Ejemplo 15.8
Para el corte apuntalado descrito en el ejemplo 15.7, determine lo siguiente:
a. El módulo de sección del pilote. Utilice sper ⫽ 170 ⫻ 103 kN/m2.
b. El módulo de sección requerido de los encofrados en el nivel A. Suponga que
sper ⫽ 173 ⫻ 103 kN/m2.

468
Solución
Inciso a
Consulte los diagramas de carga mostrados en las figuras 15.30b y 15.30c. Con base en los
diagramas de carga, los diagramas de fuerza de corte se muestran en la figura 15.31.
Momento en A (63.2)(2) 63.2 kN-m/m
Momento en C (31.6)(1) 15.8 kN-m/m
Momento en B (26.33)(0.83) 10.93 kN-m/m
Momento en B (42.13)(1.33) 28.02 kN-m/m
MA es máximo.
Sx
Mmáx
sper
63.2 kN-m/m
170 103
kN/m2
37.2 310 5
m3
/m
1
2
1
2
1
2
1
2
x2
52.67
31.6
1.67 m
x1
68.47
31.6
2.17 m
2 m 3 m
A B⬘
B1
26.33 kN
63.2 kN
68.47
x1
3 m
C
B⬙
B2
31.6 kN
42.13
52.67 kN
1 m
x2
Figura 15.31

15.18 Levantamiento del fondo de un corte en arcilla 469
Inciso b
Para el encofrado en el nivel A,
Mmáx
A(s2
)
8
A ⫽ 131.67 kN/m (del ejemplo 15.7). Por lo tanto,
Sx
Mmáx
sper
263.34
173 103
1.522 10 3
m3
/m
Mmáx
(131.67)(42
)
8
263.34 kN-m
15.18 Levantamiento del fondo de un corte en arcilla
Los cortes apuntalados en arcilla pueden llegar a ser inestables, como resultado del levanta-
miento del fondo de la excavación. Terzaghi (1943) analiza el factor de seguridad de las grandes
excavaciones apuntaladas contra la agitación del fondo. La superficie de falla para un caso de
este tipo se muestra en la figura 15.32. La carga vertical por unidad de longitud del corte en el
fondo del mismo a lo largo de la línea bd y af es
Q HB1 cH (15.65)
donde
B1 ⫽ 0.7B
c ⫽ cohesión (concepto f ⫽ 0)
Esta carga Q puede ser tratada como una carga por unidad de longitud sobre una base continua
a nivel de bd (y af) y que tiene una anchura de B1 ⫽ 0.7B. Con base en la teoría de la capacidad
de carga de Terzaghi, la capacidad neta máxima de transporte de carga por unidad de longitud de
esta cimentación (capítulo 16) es
Qu cNcB1 5.7cB1
Figura 15.32 Factor de seguridad contra el levantamiento del fondo
1
Nota: cd y cf son
arcos de círculos
con centros en b
y a, respectivamente
Superficie
de falla

470
Por lo tanto, de la ecuación (15.65), el factor de seguridad contra el levantamiento del fondo es
(15.66)
FS
Qu
Q
5.7cB1
gHB1 cH
1
H
±
5.7c
g
c
0.7B
≤
Este factor de seguridad se basa en la suposición de que la capa de arcilla es homogénea,
por lo menos hasta una profundidad de 0.7B por debajo de la parte inferior del corte. Sin em-
bargo, una capa dura de roca o material pétreo a una profundidad de D ⬍ 0.7B va a modificar
la superficie de falla en cierta medida. En tal caso, el factor de seguridad se convierte en
(15.67)
FS
1
H
a
5.7c
g c/D
b
Bjerrum y Eide (1956) también estudiaron el problema del levantamiento del fondo para
cortes apuntalados en arcilla. Para el factor de seguridad, propusieron:
(15.68)
FS
cNc
gH
El factor de capacidad de carga, Nc, varía con las relaciones H/B y L/B (donde L ⫽ longitud
del corte). Para cortes infinitamente largos (B/L ⫽ 0), Nc ⫽ 5.14 en H/B ⫽ 0 y aumenta a Nc ⫽
7.6 en H/B ⫽ 4. Más allá de eso, es decir, para H/B ⬎ 4, el valor de Nc se mantiene constante.
Para cortes cuadrados en el plano (B/L ⫽ 1), Nc ⫽ 6.3 en H/B ⫽ 0, y Nc ⫽ 9 para H/B ⱖ 4. En
general, para cualquier H/B,
(15.69)
Nc(rectángulo) Nc (cuadrado) a0.84 0.16
B
L
b
La figura 15.33 muestra la variación del valor de Nc para L/B ⫽ 1, 2, 3, e ⬁.
Figura 15.33 Variación de Nc con L/B y H/B [Basado en la ecuación de Bjerrum y Eide, ec. (15.69)]
H/B
L/B=1
Nc
0
4
5
6
7
8
9
3
2
8
1 2 3 4 5

15.19 Flexibilidad lateral de los pilotes y asentamiento del terreno 471
Cuando se combinan las ecuaciones (15.69) y (15.70), el factor de seguridad contra el
levantamiento se vuelve
(15.70)
FS
cNc (cuadrado) a0.84 0.16
B
L
b
gH
La ecuación (15.70) y la variación del factor de capacidad de carga, Nc, como se muestra
en la figura 15.33, se basan en los supuestos de que la capa de arcilla por debajo del fondo del
corte es homogénea y que la magnitud de la cohesión no drenada en el suelo que contiene la
superficie de falla es igual a c (figura 15.34).
15.19 Flexibilidad lateral de los pilotes
y asentamiento del terreno
En cortes apuntalados puede esperarse algún movimiento lateral de los muros de pilotes (figu-
ra 15.35). La cantidad de flexibilidad lateral depende de varios factores, de los cuales el más
importante es el tiempo transcurrido entre la excavación y la colocación del encofrado y los
puntales. Como se mencionó anteriormente, en varios casos los pilotes (o las vigas soldado,
como puede ser el caso) son clavados a cierta profundidad por debajo del fondo de la excava-
ción. La razón es reducir la flexibilidad lateral de las paredes durante las últimas etapas de la
excavación. La flexibilidad lateral de las paredes hará que la superficie del terreno que rodea
al corte se asiente (figura 15.35). Sin embargo, el grado de flexibilidad lateral depende en gran
medida del tipo de suelo por debajo del fondo del corte. Si la arcilla debajo del corte se extiende
a una gran profundidad y gH/c es aproximadamente menor que 6, la extensión de los pilotes o
vigas soldado por debajo del fondo del corte ayudará considerablemente en la reducción de la
flexibilidad lateral de las paredes.
Sin embargo, en circunstancias similares, si gH/c es aproximadamente 8, la extensión de
los pilotes en la arcilla debajo del corte no ayuda mucho. En tal caso, podemos esperar un alto
grado de flexibilidad de pared que puede resultar en el colapso total de los sistemas de apunta-
Figura 15.34 Deducción de la ecuación (15.70)

472
Figura 15.36 Observaciones de Peck (1969) para la variación del asentamiento del suelo con la distancia
Figura 15.35 Flexibilidad lateral y asentamiento de suelo
dH
dV
Arena y arcilla blanda y
mano de obra promedio
Arcilla blanda a muy blanda.
Profundidad limitada bajo el
fondo de la excavación
Arcilla blanda a muy blanda.
Profundidad limitada bajo
la excavación
Distancia del muro apuntalado

Problemas 473
lamiento. Si una capa de suelo duro está por debajo de una capa de arcilla en la parte inferior
del corte, los pilotes deben ser incorporados en la capa más rígida. Esta acción reducirá en gran
medida la flexibilidad lateral.
Por lo general, la flexibilidad lateral de las paredes induce el asentamiento del terreno, dV,
alrededor de un corte apuntalado, lo que se conoce generalmente como pérdida de suelo. Sobre la
base de varias observaciones de campo, Peck (1969) proporcionó curvas de predicción de asenta-
miento del terreno en varios tipos de suelo (véase la figura 15.36). La magnitud de la pérdida de
suelo varía ampliamente; sin embargo, se puede utilizar la figura 15.36 como guía general.
15.20 Resumen
En este capítulo se ha cubierto el análisis de los muros de contención y cortes apuntalados.
A continuación se presentan los aspectos más destacados de los temas tratados.
1. Los muros de contención convencionales pueden clasificarse en cuatro grupos. Éstos son:
muros de gravedad, de semigravedad, reforzados y con contrafuerte.
2. Para la estabilidad de los muros de contención deben hacerse verificaciones contra el
vuelco (sección 15.5), contra el deslizamiento a lo largo de la base (sección 15.6) y en
contra de fallas en la capacidad de carga (sección 15.7).
3. Los muros de contención de tierra mecánicamente estabilizada (MSE) pueden construirse
con tiras metálicas galvanizadas, geotextiles y geomalla como materiales de refuerzo en
suelo granular utilizado para relleno.
4. Para muros MSE las verificaciones implican la comprobación de la estabilidad interna y
de la estabilidad externa.
5. Los cortes apuntalados se construyen mediante el uso de vigas soldado y revestimiento, y
también de pilotes.
6. El diseño de cortes apuntalados hace uso de envolturas de presión aparente (sección 15.15).
7. Para la determinación de los puntales de carga en cortes apuntalados, se supone que los pilotes
(o vigas soldado) son clavados a nivel de la calle, a excepción de los superiores e inferiores.
8. Los cortes apuntalados pueden llegar a ser inestables debido al levantamiento del fondo de
la excavación. El factor de seguridad contra el levantamiento del fondo se puede estimar
mediante el uso de las ecuaciones (15.66), (15.67) y (15.68).
Problemas
Para los problemas 15.1-15.5 utilice el peso unitario del concreto, gc ⫽ 23.58 kN/m3. Suponga
también k1 ⫽ k2 ⫽ 2
3 en la ecuación (15.13).
15.1 Para el muro reforzado que se muestra en la figura 15.37, las dimensiones de la pared son
H ⫽ 8 m, x1 ⫽ 0.4 m, x2 ⫽ 0.6 m, x3 ⫽ 1.5 m, x4 ⫽ 3.5 m, x5 ⫽ 0.96 m, D ⫽ 1.75 m y a ⫽
10º, y las propiedades del suelo son g1 ⫽ 16.8 kN/m3, f¿
1 ⫽ 32°, g2 ⫽ 17.6 kN/m3, f¿
2 ⫽ 28°
y c¿2 ⫽ 30 kN/m2. Calcule los factores de seguridad en relación con vuelco, deslizamiento y
capacidad de carga.
15.2 Repita el problema 15.1 para las dimensiones de la pared H ⫽ 6 m, x1 ⫽ 0.3 m, x2 ⫽ 0.7 m,
x3 ⫽ 1.4 m, x4 ⫽ 2.3 m, x5 ⫽ 0.85 m, D ⫽ 1.25 m y a ⫽ 5°, y las propiedades del suelo son
g1 ⫽ 18.4 kN/m3, f¿
1 ⫽ 34°, g2 ⫽ 16.8 kN/m3, f¿
2 ⫽ 18° y c¿
2 ⫽ 50 kN/m2.
15.3 Repita el problema 15.1 con dimensiones de la pared de H ⫽ 5.49 m, x1 ⫽ 0.46 m, x2 ⫽
0.58 m, x3 ⫽ 0.92 m, x4 ⫽ 1.55 m, x5 ⫽ 0.61 m, D ⫽ 1.22 m y a ⫽ 0°, y las propiedades del
suelo de g1 ⫽ 18.08 kN/m3, f¿
1 ⫽ 36°, g2 ⫽ 19.65 kN/m3, f¿
2 ⫽ 15° y c¿
2 ⫽ 44 kN/m2.

474
15.4 En la figura 15.38 se muestra un muro de gravedad. Calcule los factores de seguridad
con respecto al vuelco y el deslizamiento. Se tienen dimensiones de la pared H ⫽ 6 m,
x1 ⫽ 0.6 m, x2 ⫽ 0.2 m, x3 ⫽ 2 m, x4 ⫽ 0.5 m, x5 ⫽ 0.75 m, x6 ⫽ 0.8 m y D ⫽ 1.5 m, y
propiedades del suelo g1 ⫽ 16.5 kN/m3, f¿1 ⫽ 32º, g2 ⫽ 18 kN/m3, f¿2 ⫽ 22º y c¿2 ⫽
40 kN/m2. Use una presión activa de Rankine para el cálculo.
15.5 Repita el problema 15.4 usando la presión activa de Coulomb para el cálculo y 1.
2
3
d f
15.6 Un muro de contención de tierra (figura 15.11) debe ser de 10 m de altura. Aquí,
Relleno: unidad de peso, g1 ⫽ 18.7 kN/m3 y ángulo de fricción del suelo, f¿
1 ⫽ 34º
Refuerzo: espacio vertical, SV ⫽ 1 m; espaciado horizontal, SH ⫽ 1.3 m; ancho de
refuerzo ⫽ 120 mm, fy ⫽ 262 MN/m2, fm ⫽ 25º, factor de seguridad
contra retiro del tirante ⫽ 3 y factor de seguridad contra la ruptura del
tirante ⫽ 3
Determine:
a. El espesor requerido de los tirantes
b. La longitud máxima necesaria de los tirantes
15.7 En el problema 15.6 suponga que los tirantes en todas las profundidades tienen la longitud
determinada en el inciso b. Para el suelo in situ, f¿
2 ⫽ 25°, g2 ⫽ 18.2 kN/m3, c¿
2 ⫽ 31 kN/
m2. Calcule el factor de seguridad contra (a) el vuelco, (b) el deslizamiento y (c) la falla de la
capacidad de soporte.
Figura 15.37
⬘
⬘
⬘
⬘

Problemas 475
15.8 Un muro de contención con refuerzo de geotextil tiene 6 m de altura. Para el relleno
granular, g1 ⫽ 15.9 kN/m3 y f¿
1 ⫽ 30º. Para el geotextil, Tper ⫽ 16 kN/m. Para el diseño de
la pared, determine SV, L y ll. Utilice FS(B) ⫽ FS(P) ⫽ 1.5.
15.9 Use la SV, L y ll determinadas en el problema 15.8 para comprobar la estabilidad global (es
decir, el factor de seguridad de vuelco, deslizamiento y la falla de la capacidad de carga) de
la pared. Para el suelo in situ, g2 ⫽ 16.8 kN/m3, f¿
2 ⫽ 20º y c¿
2 ⫽ 55 kN/m2.
15.10 Consulte el corte apuntalado en la figura 15.39, para el que g ⫽ 17 kN/m3, f¿ ⫽ 30º y c¿ ⫽ 0.
Los puntales se encuentran a 3 m sobre el centro del plano. Dibuje la envoltura de presión
de tierra y determine los puntales de carga en los niveles A, B y C.
15.11 Para el corte apuntalado descrito en el problema 15.10, asuma que sper ⫽ 170 MN/m2.
a. Determine la sección del pilote (módulo de sección)
b. ¿Cuál es el módulo de sección del encofrado en el nivel A?
15.12 Consulte la figura 15.40, en la cual g ⫽ 17.5 kN/m3, c ⫽ 60 kN/m2 y el espaciamiento
de centro a centro de los puntales es de 5 m. Dibuje la envoltura de presión de tierra y
determine los puntales de carga en los niveles A, B y C.
15.13 Consulte la figura 15.27a. Para el corte apuntalado, H ⫽ 6 m, Hs ⫽ 2 m, gs ⫽ 16.2 kN/m3,
ángulo de fricción de la arena, f¿
s ⫽ 34º, Hc ⫽ 4 m, gc ⫽ 17.5 kN/m3 y la resistencia a la
compresión no confinada de la capa de arcilla, qu ⫽ 68 kN/m2.
a. Estime la cohesión promedio, cprom, y el peso unitario medio, gprom, para el
desarrollo de la envoltura de presión de tierra.
b. Trace la envoltura de presión de tierra.
Figura 15.38
⬘
⬘
⬘
⬘

476
15.14 Consulte la figura 15.27b, que muestra un corte apuntalado en arcilla. Aquí, H ⫽ 7 m,
H1 ⫽ 2 m, c1 ⫽ 102 kN/m2, g1 ⫽ 17.5 kN/m3, H2 ⫽ 2.5 m, c2 ⫽ 75 kN/m2, g2 ⫽
16.8 kN/m3, H3 ⫽ 2.5 m, c3 ⫽ 80 kN/m2 y g3 ⫽ 17 kN/m3.
a. Determine la cohesión promedio, cprom, y el peso unitario promedio, gprom, para el
desarrollo de la envoltura de presión de tierras.
b. Trace la envoltura de presión de tierras.
Figura 15.39
4
1.5
1.5
⬘
⬘
Figura 15.40
Arcilla

Referencias 477
15.15 Determine el factor de seguridad contra el levantamiento del fondo para el corte apuntalado
descrito en el problema 15.12. Utilice las ecuaciones (15.66) y (15.70). Para la ecuación
(15.70), suponga la longitud del corte, L ⫽ 18 m.
Referencias
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France, July–August, 888–938.

Capítulo 16: Cimentaciones poco profundas: capacidad de carga
478
16.1 Introducción
Generalmente se denomina cimentación a la parte más baja de una estructura. Su función es
transferir la carga de la estructura al suelo sobre el que está descansando. Una cimentación
diseñada adecuadamente es una que transfiere la carga a lo largo del suelo sin sobrecargarlo.
Sobreesforzar el suelo puede resultar en asentamiento excesivo o falla de corte del mismo, am-
bos causando daño a la estructura. Por lo tanto, los ingenieros geotécnicos y estructurales que
diseñan cimentaciones deben evaluar la capacidad de carga o portante de los suelos.
Dependiendo de la estructura y el suelo encontrado, se utilizan varios tipos de cimenta-
ciones. Una zapata corrida es simplemente la ampliación de una pared de soporte de carga o de
la columna que hace posible la transmisión de la carga de la estructura sobre un área mayor del
suelo. En suelos con baja capacidad de carga, el tamaño de las zapatas corridas requeridas es
muy grande y poco práctico. En ese caso, es más económico construir toda la estructura sobre
una plataforma de concreto. Esto se llama losa de cimentación.
Las cimentaciones con pilotes y de eje perforado se utilizan para las estructuras más
pesadas cuando se requiere gran profundidad para soportar la carga. Los pilotes son miembros
estructurales hechos de madera, concreto o acero que transmiten la carga de la superestructura
a las capas inferiores del suelo. De acuerdo con la forma en que transmiten su carga en el sub-
suelo, los pilotes se pueden dividir en dos categorías: pilotes de fricción y pilotes de carga. En
el caso de los primeros, la carga de la superestructura es resistida por los esfuerzos cortantes
generados a lo largo de la superficie del pilote. En los segundos, la carga transportada por el
pilote se transmite de su punta a un estrato firme.
En el caso de ejes perforados, se perfora un eje en el subsuelo y después se llena con con-
creto. Puede utilizarse una carcasa de metal mientras se perfora el eje. La carcasa puede dejarse en
su lugar o ser retirada durante la colocación del concreto. Generalmente, el diámetro de un eje
de perforación es mucho más grande que el de un pilote. La distinción entre los pilotes y los
ejes perforados se vuelve poco clara en un diámetro aproximado de 1 m y, entonces, las definicio-
nes y la nomenclatura son inexactas.
Las zapatas y las losas de cimentación se conocen en general como cimentaciones poco
profundas, y los pilotes y ejes perforados se clasifican como cimentaciones profundas. En un
sentido más general, las cimentaciones poco profundas son aquellas que tienen una razón de
C A P Í T U L O 16
Cimentaciones poco
profundas: capacidad de carga
478

16.2 Capacidad última de carga de cimentaciones poco profundas: conceptos generales 479
la profundidad de empotramiento con el ancho aproximadamente menor a cuatro. Cuando esta
razón es mayor a cuatro, la cimentación se clasifica como profunda.
En este capítulo se discute la capacidad de soporte del suelo para cimentaciones poco
profundas. Se analizará la carga máxima por unidad de superficie de una cimentación poco pro-
funda que hará que el suelo que soporta la cimentación tenga una falla por corte. Esto se conoce
como capacidad última de carga. Sobre la base de la capacidad última de carga estimada, se
aplica un factor de seguridad para obtener la capacidad de carga admisible.
La capacidad de carga admisible basada en criterios de asentamiento se discute en el
capítulo 17.
16.2 Capacidad última de carga de cimentaciones poco
profundas: conceptos generales
Considere una cimentación continua (es decir, la longitud es teóricamente infinita) que descan-
sa sobre la superficie de una arena densa o suelo cohesivo rígido, como se muestra en la figura
16.1a, con una anchura B. Ahora, si la carga se aplica gradualmente a la cimentación, el asenta-
miento aumentará. En la figura 16.1a también se muestra la variación de la carga por unidad de
área sobre la cimentación, q, con el asentamiento de ésta. En un momento determinado, cuando
la carga por unidad de área es igual a qu, puede ocurrir un falla repentina del suelo que soporta la
cimentación y la superficie de falla en el suelo se extenderá hasta la superficie del terreno.
Esta carga por unidad de superficie, qu, se conoce generalmente como capacidad última de
carga de la cimentación. Cuando ocurre una falla repentina en este tipo de suelo, se denomina
falla general de corte.
Si la cimentación en cuestión se basa sobre arena o tierra arcillosa de compactación me-
dia (figura 16.1b), un aumento de la carga sobre la cimentación también estará acompañado
por un aumento del asentamiento. Sin embargo, en este caso la superficie de falla en el suelo se
extenderá poco a poco hacia el exterior desde la cimentación, como se muestra con las líneas
continuas en la figura 16.1b. Cuando la carga por unidad de área sobre la cimentación es igual
a qu(1), el movimiento de las cimentaciones estará acompañado por sacudidas bruscas. Entonces
se requiere un movimiento considerable de las cimentaciones para que la superficie de falla en
el suelo se extienda hasta la superficie del terreno (como se muestra con las líneas discontinuas
en la figura 16.1b). La carga por unidad de área a la que esto ocurre es la capacidad última
de carga, qu. Más allá de este punto, un aumento de la carga estará acompañado por un gran
aumento del asentamiento de la cimentación. La carga por unidad de área de la base, qu(1), se
conoce como capacidad última de carga (Vesic, 1963). Note que un valor pico de q no ocurre
en este tipo de falla, que se llama falla de corte local en el suelo.
Si la cimentación se apoya en un suelo bastante suelto, la gráfica de carga-asentamiento
será como la de la figura 16.1c. En este caso, la superficie de falla en el suelo no se extenderá
hasta la superficie del terreno. Más allá de la carga máxima de falla, qu, la gráfica de carga-
asentamiento será muy pronunciada y prácticamente lineal. Este tipo de falla en el suelo se
llama falla por punzonamiento.
Con base en los resultados experimentales, Vesic (1963) propuso una relación para el
modo de falla de la capacidad de carga de las cimentaciones que descansan sobre arenas. La
figura 16.2 muestra esta relación, que implica la siguiente notación:
Dr ⫽ densidad relativa de arena
Df ⫽ profundidad de cimentación medida desde la superficie del suelo
B ⫽ ancho de cimentación
L ⫽ duración de la cimentación. (Nota: L ⱕ B)

480
De la figura 16.2, se puede ver que
(16.1)
Naturaleza de la falla en el suelo f aDr,
Df
B
,
B
L
b
Para cimentaciones a poca profundidad (es decir, Df/B* pequeña), la carga máxima puede
ocurrir con un asentamiento de la cimentación de 4% a 10% de B. Esta condición se produce
con una falla de corte general en el suelo; sin embargo, con una falla local o por punzonamiento,
la carga máxima puede ocurrir en asentamientos de 15% a 25% del ancho de la cimentación
(B). Note que
(16.2)
B*
2BL
B L
Figura 16.1 Naturaleza de la falla de la capacidad de carga en un suelo: (a) falla de corte general;
(b) falla local; (c) falla por punzonamiento
Superficie
de falla en
el suelo
Carga/unidad de área, q
Asentamiento
Asentamiento
Asentamiento
Superficie
de falla
Superficie
de falla
Zapata
superficial

16.3 Teoría de Terzaghi de la capacidad última de carga 481
16.3 Teoría de Terzaghi de la capacidad última de carga
Terzaghi (1943) fue el primero en presentar una teoría global para evaluar la capacidad última
de carga de cimentaciones poco profundas. De acuerdo con esta teoría, una cimentación es poco
profunda si la profundidad, Df (figura 16.3), es menor o igual que el ancho de la cimentación.
Sin embargo, investigadores posteriores han sugerido que las cimentaciones con Df igual a 3
a 4 veces el ancho de la cimentación se pueden definir como cimentaciones poco profundas.
Terzaghi sugirió que para una cimentación continua o de franja (es decir, la razón de
ancho a largo de la cimentación tiende a 0), la superficie de falla en el suelo a carga máxima
puede suponerse similar a la mostrada en la figura 16.3. (Note que éste es el caso de falla de
corte general, tal como se define en la figura 16.1a.) El efecto del suelo por encima del fondo
de la cimentación también puede suponerse y ser remplazado por una sobrecarga equivalente,
Figura 16.3 Falla de la capacidad de carga en un suelo bajo una cimentación continua rígida en grava
Figura 16.2 Resultados de la prueba de Vesic (1963) para las modalidades de falla de la cimentación en
arena (Vesic, 1963)
D
f
/B
0
5
10
Cimentaciones
circulares
(Diámetro ⫽ B)
Falla
local
Densidad relativa, Dr
Falla de
punzonamiento
Falla
general
Largas
cimentaciones
rectangulares
(B ⫻ L)
0 0.5 1.0
⬘
⬘ ⬘
⬘
⬘
⬘
Suelo
Peso unitario
Cohesión
Ángulo de fricción

482
q g Df (donde g peso unitario del suelo). La zona de la falla bajo la cimentación se puede
dividir en tres partes (ver figura 16.3):
1. La zona triangular ACD inmediatamente debajo de la cimentación
2. Las zonas de corte radiales ADF y CDE, con las curvas DE y DF siendo arcos de una
espiral logarítmica
3. Dos zonas pasivas Rankine triangulares AFH y CEG
Se supone que los ángulos CAD y ACD son iguales al ángulo de fricción del suelo (es
decir, a f¿). Observe que con la sustitución del suelo por encima del fondo de la cimentación
por un suplemento q equivalente, se desprecia la resistencia al corte del suelo a lo largo de las
superficies de falla GI y HJ.
Utilizando el análisis de equilibrio, Terzaghi expresa la capacidad última de carga en la
forma
(16.3)
qu c Nc qNq
1
2
gBNg (cimentación en franja)
donde
c¿ cohesión del suelo
g peso unitario del suelo
q gDƒ
Nc, Nq, Ng factores de capacidad de carga adimensionales y sólo son funciones del ángulo
de fricción del suelo, f¿
Para zapatas cuadradas y circulares, Terzaghi sugirió las siguientes ecuaciones para la
capacidad última de carga del suelo:
Zapatas cuadradas
(16.4)
Zapatas circulares
(16.5)
qu 1.3c Nc qNq 0.3gBNg
qu 1.3c Nc qNq 0.4gBNg
donde B diámetro de la zapata.
La variación de Nc, Nq y Ng con f¿ se muestra en la tabla 16.1.
16.4 Modiﬁcación de la ecuación de capacidad
de carga de Terzaghi
Sobre la base de estudios de laboratorio y de campo de la capacidad de carga, la naturaleza bá-
sica de la superficie de falla en el suelo sugerida por Terzaghi ahora parece ser correcta (Vesic,
1973). Sin embargo, el ángulo a que se muestra en la figura 16.3 está más cerca de 45 f¿/2

16.4 Modiﬁcación de la ecuación de capacidad de carga de Terzaghi 483
que de f¿, como fue originalmente supuesto por Terzaghi. Con a 45 f¿/2, las relaciones
para Nc y Nq pueden deducirse como
(16.6)
(16.7)
Nc (Nq 1)cot f
Nq tan2
a45
f¿
2
bep tan f¿
La expresión para Nc dada por la ecuación (16.7) fue deducida originalmente por Prandtl
(1921), y la relación de Nq [ecuación (16.6)] fue presentada por Reissner (1924). Caquot y
Kerisel (1953) y Vesic (1973) dieron la relación para Ng como
(16.8)
Ng 2(Nq 1)tan f
Tabla 16.1 Factores de capacidad de carga de Terzaghi,Nc, Nq y N :
(grad) Nc Nq Na
(grad) Nc Nq Na
0 5.70 1.00 0.00 26 27.09 14.21 9.84
1 6.00 1.10 0.01 27 29.24 15.90 11.60
2 6.30 1.22 0.04 28 31.61 17.81 13.70
3 6.62 1.35 0.06 29 34.24 19.98 16.18
4 6.97 1.49 0.10 30 37.16 22.46 19.13
5 7.34 1.64 0.14 31 40.41 25.28 22.65
6 7.73 1.81 0.20 32 44.04 28.52 26.87
7 8.15 2.00 0.27 33 48.09 32.23 31.94
8 8.60 2.21 0.35 34 52.64 36.50 38.04
9 9.09 2.44 0.44 35 57.75 41.44 45.41
10 9.61 2.69 0.56 36 63.53 47.16 54.36
11 10.16 2.98 0.69 37 70.01 53.80 65.27
12 10.76 3.29 0.85 38 77.50 61.55 78.61
13 11.41 3.63 1.04 39 85.97 70.61 95.03
14 12.11 4.02 1.26 40 95.66 81.27 115.31
15 12.86 4.45 1.52 41 106.81 93.85 140.51
16 13.68 4.92 1.82 42 119.67 108.75 171.99
17 14.60 5.45 2.18 43 134.58 126.50 211.56
18 15.12 6.04 2.59 44 151.95 147.74 261.60
19 16.56 6.70 3.07 45 172.28 173.28 325.34
20 17.69 7.44 3.64 46 196.22 204.19 407.11
21 18.92 8.26 4.31 47 224.55 241.80 512.84
22 20.27 9.19 5.09 48 258.28 287.85 650.67
23 21.75 10.23 6.00 49 298.71 344.63 831.99
24 23.36 11.40 7.08 50 347.50 415.14 1072.80
25 25.13 12.72 8.34
ecuaciones (16.3), (16.4) y (16.5).
aValores para Ng de Kumbhojkar (1993)

484
La tabla 16.2 muestra la variación de los factores de capacidad de carga precedentes, con
los ángulos de fricción del suelo.
La forma de la ecuación (16.3), que representa una cimentación continua sometida a una
carga vertical, se puede generalizar teniendo en cuenta lo siguiente:
a. La resistencia al corte a lo largo de la superficie de falla en el suelo por encima
del fondo de la cimentación (parte de la superficie de falla marcada como GI y HJ en la
figura 16.3);
b. La proporción entre anchura y longitud de las cimentaciones rectangulares, y
c. La inclinación de la carga.
Por lo tanto, la ecuación de capacidad última de carga podrá tomar la forma (Meyerhof, 1963)
(16.9)
qu c NcFcsFcdFci qNqFqsFqdFqi
1
2
gBNgFgsFgdFgi
donde
c¿ cohesión
q tensión efectiva en el nivel de la parte inferior de la base
g peso unitario del suelo
B ancho de la cimentación ( diámetro para una base circular)
Nc Nq N Nc Nq N
0 5.14 1.00 0.00
1 5.38 1.09 0.07
2 5.63 1.20 0.15
3 5.90 1.31 0.24
4 6.19 1.43 0.34
5 6.49 1.57 0.45
6 6.81 1.72 0.57
7 7.16 1.88 0.71
8 7.53 2.06 0.86
9 7.92 2.25 1.03
10 8.35 2.47 1.22
11 8.80 2.71 1.44
12 9.28 2.97 1.69
13 9.81 3.26 1.97
14 10.37 3.59 2.29
15 10.98 3.94 2.65
16 11.63 4.34 3.06
17 12.34 4.77 3.53
18 13.10 5.26 4.07
19 13.93 5.80 4.68
20 14.83 6.40 5.39
21 15.82 7.07 6.20
22 16.88 7.82 7.13
23 18.05 8.66 8.20
24 19.32 9.60 9.44
25 20.72 10.66 10.88
26 22.25 11.85 12.54
27 23.94 13.20 14.47
28 25.80 14.72 16.72
29 27.86 16.44 19.34
30 30.14 18.40 22.40
31 32.67 20.63 25.99
32 35.49 23.18 30.22
33 38.64 26.09 35.19
34 42.16 29.44 41.06
35 46.12 33.30 48.03
36 50.59 37.75 56.31
37 55.63 42.92 66.19
38 61.35 48.93 78.03
39 67.87 55.96 92.25
40 75.31 64.20 109.41
41 83.86 73.90 130.22
42 93.71 85.38 155.55
43 105.11 99.02 186.54
44 118.37 115.31 224.64
45 133.88 134.88 271.76
Tabla 16.2 Factores de capacidad de carga [ecuaciones (16.6), (16.7) y (16.8)]

16.4 Modiﬁcación de la ecuación de capacidad de carga de Terzaghi 485
Fcs, Fqs, Fgs factores de forma
Fcd, Fqd, Fgd factores de profundidad
Fci, Fqi, Fgi factores de inclinación de carga
Nc, Nq, Ng factores de capacidad de carga [ecuaciones (16.6), (16.7) y (16.8)]
Las relaciones de los factores de forma, los factores de profundidad y los factores de inclinación
recomendados se muestran en la tabla 16.3.
Tabla 16.3 Factores de forma, profundidad e inclinación recomendados
Fuente
Relación
Factor
)
0
7
9
1
(
r
e
e
B
e
D
Forma
L L B)
)
0
7
9
1
(
n
e
s
n
a
H
Profundidad
Para 0:
Para 0:
Para 0:
radianes
Fqd 1
F d 1
u
Fcd 1 0.4 tan 1
a
Df
B
b
Df
B
1
Fgd 1
Fqd 1 2 tan f¿ (1 senf¿)2
a
Df
B
b
Fcd Fqd
1 Fqd
Nc tan f
Fgd 1
Fqd 1
Fcd 1 0.4 a
Df
B
b
Df
B
1
Fgs 1 0.4
B
L
Fqs 1
B
L
tan f
Fcs 1
B
L
Nq
Nc
donde longitud de la cimentación (
(continúa)

486
Capacidad neta última de carga
La capacidad neta última de carga se define como la presión máxima por unidad de área de la
cimentación que puede ser soportada por el suelo debida al exceso de presión causada por
el suelo circundante al nivel de la cimentación. Si se supone que la diferencia entre el peso
unitario del concreto utilizado en la cimentación y el peso unitario del suelo que la rodea es
insignificante, entonces
qneta(u) qu q (16.10)
donde qneta(u) capacidad última de carga neta.
16.5 Modiﬁcación de las ecuaciones de capacidad
de carga para el nivel freático
Las ecuaciones (16.3), (16.4), (16.5) y (16.9) se han desarrollado para determinar la capacidad
última de carga y se basan en el supuesto de que el nivel freático se encuentra muy por debajo
de la cimentación. Sin embargo, si la capa freática está cerca de ella, son necesarias algunas
modificaciones de la ecuación de capacidad de carga, dependiendo de la ubicación del nivel
freático (véase la figura 16.4).
Caso I: Si el nivel freático se encuentra de manera que 0 D1 Df, el factor q en las
ecuaciones de capacidad de carga toma la forma
q sobrecarga efectiva D1g D2 (gsat – gw) (16.11)
donde
gsat peso unitario del suelo saturado
Fuente
Relación
Factor
Para 0:
radianes
Inclinación
donde inclinación de la carga sobre
la cimentación respecto a la vertical
Fgi a1
b
f¿
b
2
Meyerhof (1963), Hanna
y Meyerhof (1981)
Fci Fqi a1
b°
90°
b
2
Fgd 1
u
Fqd 1 2 tan f¿ (1 sen f¿)2
tan 1
a
Df
B
b
Fcd Fqd –
1 Fqd
Nc tan f¿

Además, el valor de g en el último término de las ecuaciones tiene que ser sustituido por
g¿ gsat gw.
Caso II: Para un nivel freático localizado tal que 0 d B,
q Df (16.12)
El factor g en el último término de las ecuaciones de capacidad de carga debe
sustituirse por el factor
(16.13)
g g
d
B
(g g )
Las modificaciones anteriores se basan en la suposición de que no existe fuerza
de filtración en el suelo.
Caso III: Cuando el nivel freático está localizado en d B, el agua no tiene efecto sobre
la capacidad última de carga.
16.6 El factor de seguridad
El cálculo de la capacidad de carga permisible bruta de cimentaciones poco profundas requiere
la aplicación de un factor de seguridad (FS) a la capacidad última de carga bruta, o
(16.14)
qadm
qu
FS
Sin embargo, algunos ingenieros en ejercicio prefieren utilizar un factor de seguridad de
aumento de la tensión neta en suelo (16.15)
capacidad última de carga neta
FS
La capacidad última de carga neta se definió en la ecuación (16.10) como
qneta(u) qu q
Nivel
freático Caso
Caso
peso unitario
saturado
Nivel freático
Figura 16.4 Modificación de las ecuaciones de capacidad de carga para el nivel freático

488
Ejemplo 16.1
Una cimentación cuadrada es de 2 m 2 m en el plano. El suelo de soporte de la cimentación
tiene un ángulo de fricción de f¿ 25° y c¿ 20 kN/m2. El peso unitario del suelo, g, es
16.5 kN/m3. Determine la carga bruta admisible en la base con un factor de seguridad (FS)
de 3. Suponga que la profundidad de la cimentación (Df) es de 1.5 m y que la falla de corte
en general se produce en el suelo. Utilice la ecuación (16.4).
Solución
qu 1.3c Nc qNq 0.4 BN
De la tabla 16.1, para f¿ 25º,
Nc 25.13
Nq 12.72
Ng 8.34
Por lo tanto,
qu (1.3)(20)(25.13) (1.5 16.5)(12.72) (0.4)(16.5)(2)(8.34)
653.38 314.82 110.09 1078.29 kN/m2
Por lo que la carga admisible por unidad de área de la cimentación es
qadm
qu
FS
1078.29
3
359.5 kN/m2
En consecuencia, la carga admisible total bruta es
Q (359.5) B2
(359.5)(2 2) 1438 kN
Sustituyendo esta expresión en la ecuación (16.15) resulta en
aumento neto del esfuerzo sobre el suelo
carga de la superestructura por unidad de área de la cimentación
qadm(neta) (16.16)
qu q
FS
El factor de seguridad definido por la ecuación (16.16) puede ser al menos 3 en todos
los casos.
Ejemplo 16.2
Resuelva el problema del ejemplo 16.1 usando la ecuación (16.9).
Solución
qu c¿Nc Fcs Fcd Fci qNq Fqs Fqd Fqi
1
2
gBNg Fgs Fgd Fgi
Debido a que la carga es vertical, Fci Fqi Fgi 1. De la tabla 16.2 para f¿ 25º, Nc
20.72, Nq 10.66 y Ng 10.88.

Usando la tabla 16.3,
F d 1
Por lo tanto,
qu (20)(20.72)(1.514)(1.257)(1)
(1.5 16.5)(10.66)(1.466)(1.233)(1)
788.6 476.9 107.7 1373.2 kN/m2
Q (457.7)(2 2) 1830.8 kN
qadm
qu
FS
1373.2
3
457.7 kN/m2
1
2
(16.5) (2) (10.88) (0.6) (1) (1)
Fcd Fqd
1 Fqd
Nc tan f¿
1.233 c
1 1.233
(20.72) (tan 25)
d 1.257
1 (2) (tan 25) (1 sen 25)2
a
1.5
2
b 1.233
Fqd 1 2 tan f¿ (1 sen f¿)2
a
Df
B
b
Fgs 1 0.4 a
B
L
b 1 0.4 a
2
2
b 0.6
Fqs 1 a
B
L
b tan f¿ 1 a
2
2
b tan 25 1.466
Fcs 1 a
B
L
b a
Nq
Nc
b 1 a
2
2
b a
10.66
20.72
b 1.514
Ejemplo 16.3
En la figura 16.5 se muestra una zapata cuadrada. Determine la carga bruta segura (factor de
seguridad de 3) que la zapata puede soportar. Utilice la ecuación (16.9)
Solución
De la ecuación (16.9) con c¿ 0, Fci Fqi Fgi 1 (carga vertical),
qu qNqF
qsFqd
1
2 gBNgFgsFgd
Para f¿ 25º, la tabla 16.2 tiene que Nq 23.18 y Ng 30.22.
Fqs 1 a
B
L
b tan f¿ 1 a
1.2
1.2
b tan 32 1.625

490
Nivel freático
Figura 16.5
Por lo tanto,
Q qadm B2
(233.51)(1.2 1.2) 336 kN
qadm
qu
3
700.54
3
233.51 kN/m2
700.54 kN/m2
qu (12.845)(23.18)(1.625)(1.23) 1
2(19.5 9.81)(1.2)(30.22)(0.6)(1)
q (0.5)(16) (0.5)(19.5 9.81) 12.845 kN/m2
Fgd 1
Fgs 1 0.4 a
B
L
b 1 0.4 a
1.2
1.2
b 0.6
Fqd 1 2 tan f¿(1 sen f¿)2
Df
B
1 2 tan 32(1 sen 32)2
a
1
1.2
b 1.23
16.7 Cimentaciones cargadas excéntricamente
Al igual que con la cimentación de un muro de contención, hay varios casos en los que las
cimentaciones están sometidas a momentos, además de la carga vertical, como se muestra en
la figura 16.6a. En tales casos, la distribución de la presión ejercida por la cimentación sobre el
suelo no es uniforme. La distribución de la presión nominal es
(16.17)
qmáx
Q
BL
6M
B2
L

16.7 Cimentaciones cargadas excéntricamente 491
y
(16.18)
qmín
Q
BL
6M
B2
L
donde
Q carga vertical total
M momento sobre la cimentación
La distribución exacta de la presión es difícil de estimar.
El factor de seguridad para tales tipos de carga contra la falla en la capacidad de carga
puede ser evaluado utilizando el procedimiento sugerido por Meyerhof (1953), que se conoce
generalmente como el método de área efectiva. El siguiente es el procedimiento de Meyerhof
paso a paso para la determinación de la carga última que el suelo puede soportar y el factor de
seguridad contra la falla de capacidad de carga.
1. La figura 16.6b muestra un sistema de fuerza equivalente al mostrado en la figura 16.6a.
La distancia e es la excentricidad, o
(16.19)
e
M
Q
Sustituyendo la ecuación (16.19) en las ecuaciones (16.17) y (16.18) se tiene,
(16.20)
qmáx
Q
BL
a1
6e
B
b
e
Para
Para
máx
máx
mín
Figura 16.6 Cimentaciones cargadas excéntricamente

492
y
(16.21)
qmín
Q
BL
a1
6e
B
b
Observe que, en estas ecuaciones, cuando la excentricidad e se convierte en B/6, qmín es 0.
Para e B/6, qmín será negativa, lo que significa que la tensión se desarrollará. Debido a que
el suelo no puede tener ningún tipo de tensión, habrá una separación entre la cimentación
y el suelo subyacente. La naturaleza de la distribución de la presión sobre el suelo será
como se muestra en la figura 16.6a. El valor de qmáx es entonces
(16.22)
qmáx
4Q
3L(B 2e)
2. Determinar las dimensiones efectivas de la cimentación cuando
B ancho efectivo B 2e
L longitud efectiva L
Tenga en cuenta que si la excentricidad fuera en la dirección de la longitud de la cimentación,
entonces el valor de L¿ sería igual a L 2e. El valor de B¿ sería igual a B. La más pequeña de
las dos dimensiones (es decir, L¿ y B¿) es la anchura efectiva de la cimentación.
3. Usar la ecuación (16.9) para la capacidad última de carga como
(16.23)
qœ
u c¿NcFcsFcdFci qNqFqsFqdFqi
1
2 gB¿NgFgsFgdFgi
Para evaluar Fcs, Fqs y Fgs hacer uso de la tabla 16.2 con las dimensiones de ancho y
longitud efectivos en lugar de L y B, respectivamente. Para determinar Fcd, Fqd y Fgd usar
la tabla 16.3 (no sustituir B con B¿).
4. La carga última total que la cimentación puede sostener es
A
(16.24)
Qúlt qœ
u(B¿)(L¿)
u
donde A¿ área efectiva.
5. El factor de seguridad contra la falla en la capacidad de carga es
(16.25)
FS
Qúlt
Q
Ejemplo 16.4
En la figura 16.7 se muestra una cimentación continua. Si la excentricidad de carga es 0.2 m,
determine la carga última, Qúlt, por unidad de longitud de la cimentación. Utilice el método
de área efectiva de Meyerhof.
Solución
Para c¿ 0, la ecuación (16.23) da
qu
¿ qNqFqsFqdFqi
1
2
g¿B¿NgFgsFgdFgi
donde q (16.5)(1.5) 24.75 kN/m2.

16.8 Método del factor de reducción de la excentricidad de carga sobre cimentaciones continuas... 493
1.5 m 40
16.5 kN/m3
0
Arena
2 m
Figura 16.7 Cimentación continua con carga excéntrica
Para f¿ 40º, de la tabla 16.2 se tiene que Nq 64.2 y Ng 109.41. Además,
B 2 (2)(0.2) 1.6 m
Dado que la cimentación en cuestión es continua, B¿/L¿ es cero. Por lo tanto, Fqs 1,
Fgs 1. De la tabla 16.3
Fqi F i 1
F d 1
y
Por lo tanto,
Qúlt (B ) (1)(qu) (1.6)(1)(3287.39) 5260 kN/m
a
1
2
b (16.5) (1.6) (109.41) (1) (1) (1) 3287.39 kN/m2
qu
¿ (24.75) (64.2) (1) (1.16) (1)
Fqd 1 2 tan f¿(1 senf¿)2
Df
B
1 0.214a
1.5
2
b 1.16
16.8 Método del factor de reducción de la excentricidad
de carga sobre cimentaciones continuas en un
suelo granular
Purkayastha y Char (1977) llevaron a cabo análisis de la estabilidad de las cimentaciones con-
tinuas cargadas excéntricamente soportadas por una capa de arena utilizando el método de las
rebanadas. Sobre la base de ese análisis, se propuso
(16.26)
Rk 1
qu(excéntrica)
qu(céntrica)
donde
Rk factor de reducción
qu(excéntrica) capacidad de carga última de las cimentaciones continuas cargadas
excéntricamente
qu(céntrica) capacidad de carga última de las cimentaciones continuas cargadas centralmente
La magnitud de Rk se puede expresar como
(16.27)
Rk a a
e
B
b
k

494
donde a y k son funciones de la relación de empotramiento Df /B (tabla 16.4).
Por lo tanto, combinando las ecuaciones (16.26) y (16.27)
(16.28)
donde
(16.29)
qu(céntrica) qNqFqd
1
2
gBNgFgd
qu(excéntrica) qu(céntrica)(1 Rk) qu(céntrica) c1 aa
e
B
b
k
d
Ejemplo 16.5
Resuelva el ejemplo 16.4 usando la ecuación (16.28).
Solución
Con c¿ 0
Para 40 , Nq 64.2 y N 109.41 (ver tabla 16.2). Así,
Fqd 1.16 y F d 1 (ver ejemplo 16.4)
1843.18 1805.27 3648.45 kN/m2
Rk aa
e
B
b
k
qu(céntrica) (24.75)(64.2)(1.16)
1
2
(16.5)(2)(109.41)(1)
qu(céntrica) qNq Fqd
1
2
gBNgFgd
Para Df /B 1.5/2 0.75 la tabla 16.2 tiene que a 1.79 y k 0.85. Por lo tanto,
(2)(3648.45)(1 0.253) 5451 kN
Qu Bqu(excéntrica) Bqu(céntrica)(1 Rk)
Rk 1.79 a
0.2
2
b
0.85
0.253
Df/B a k
0.00 1.862 0.73
0.25 1.811 0.785
0.50 1.754 0.80
1.00 1.820 0.888
Tabla 16.4 Variaciones de a y k [ecuación (16.27)]

16.9 Cimentaciones con excentricidad bidireccional
Consideremos una situación en la que una cimentación se somete a una carga última Qúlt verti-
cal y un momento M, como se muestra en las figuras 16.8a y b. Para este caso, los componentes
del momento, M, sobre los ejes X y Y se pueden determinar como Mx y My, respectivamente
(figura 16.8c). Esta condición es equivalente a una Qúlt carga colocada excéntricamente sobre la
cimentación con x eB y y eL (figura 16.8d). Se tiene que
(16.30)
y
(16.31)
eL
M x
Qúlt
eB
My
Qúlt
Si se necesita Qúlt, se puede obtener de la siguiente manera [ecuación (16.24)]:
Qúlt qœ
uA¿
donde, a partir de la ecuación (16.23),
y
A área efectiva B L
qœ
u c¿NcFcsFcdFci qNqFqsFqdFqi
1
2
gB¿NgFgsFgdFgi
Figura 16.8 Análisis de la cimentación con excentricidad bidireccional
últ
últ últ
últ

496
Como antes, para evaluar Fcs, Fqs y Fgs (tabla 16.3), se utilizan las dimensiones longi-
tud (L¿) y ancho (B¿) efectivos en lugar de L y B, respectivamente. Para calcular Fcd, Fqd y
Fgd, se utiliza la tabla 16.3; sin embargo, no remplazamos B con B¿. Cuando se determinan
el área efectiva (A¿), el ancho efectivo (B¿) y la longitud efectiva (L¿), pueden surgir cuatro
casos posibles (Highter y Anders, 1985). El área efectiva es tal que su centroide coincide
con la carga.
Caso I: eL/L y eB/B 1
6 .
1
6 En la figura 16.9a se muestra el área efectiva para esta
condición o
(16.32)
donde
B1 B (16.33)
L1 L (16.34)
a1.5
3eL
L
b
a 1.5
3eB
B
b
A¿
1
2
B1L1
La longitud efectiva, L¿, es la mayor de las dos dimensiones, es decir, B1 o L1.
Así que el ancho efectivo es
(16.35)
B¿
A¿
L¿
Caso II: eL/L 0.5 y 0 eB/B 1
6 . En la figura 16.9b se muestra el área efectiva para
este caso
(16.36)
A¿
1
2
(L1 L2)B
Las magnitudes de L1 y L2 se pueden determinar a partir de la figura 16.10. El
ancho efectivo es
(16.37)
B¿
A¿
L1 o L2 (el que sea mayor)
La longitud efectiva es
L L1 o L2 (el que sea mayor) (16.38)
Caso III: eL/L eB/B
1
6 0.5.
y 0 En la figura 16.9c se muestra el área efectiva
(16.39)
A¿
1
2
(B1 B2)L

El ancho efectivo es
(16.40)
B ¿
A ¿
L
L L (16.41)
Las magnitudes de B1 y B2 se pueden determinar a partir de la figura 16.11.
Figura 16.9 Definición del área efectiva para la carga sobre una cimentación con excentricidad
bidireccional
Área
efectiva
y
últ
Área
efectiva
y
últ
Área
efectiva
y
últ
Área
efectiva
y
últ

498
Figura 16.10 Variación de L1/L y L2/L con eL/L y eB/B para el caso de eL/L 0.5 y 0 eB/B 1
6
(Adaptado de Highter y Anders, 1985)

Figura 16.11 Variación de B1/B y B2/B con eL/L y eB/B para el caso de eL/L 1
6 y 0 eB/B 0.5
(Adaptado de Highter y Anders, 1985)

500
Figura 16.12 Variación de B2/B y L2/L con eB/B y eL/L para el caso de eL/L y eB/B 1
6
1
6 (Adaptado
de Highter y Anders, 1985)
2
0.20
0.15
0.10
0.05
0
0 0.2 0.4
L2/L
eL
/L = 0.02
0.04
0.06
0.08
0.10
0.14
0.12
0.16
(b)
e
B
/B
0.6 0.8 1.0

Caso IV: eL/L y eB/B 1
6 .
1
6 En la figura 16.9d se muestra el área efectiva para este
caso. Las relaciones de B2/B y L2/L (y por tanto, B2 y L2) pueden obtenerse a
partir de la figura 16.12. Entonces, el área efectiva es
(16.42)
El ancho efectivo es
(16.43)
L L (16.44)
B ¿
A ¿
L
A¿ L2B
1
2
(B B2)(L L2)
Ejemplo 16.6
En la figura 16.13 se muestra una cimentación cuadrada, con eL 0.3 m y eB 0.15 m.
Suponga excentricidad bidireccional y determine la carga última, Qúlt.
Solución
eB
B
0.15
1.5
0.1
eL
L
0.3
1.5
0.2
30
18 kN/m3
0
Arena
eB = 0.15 m
eL = 0.3 m
1.5 m
1.5 m
Figura 16.13

502
Este caso es similar al mostrado en la figura 16.9b. De la figura 16.10, para eL/L 0.2
y eB/B 0.1, se tiene
y
L L1 1.275 m
B¿
A¿
L1
1.193
1.275
0.936 m
A¿
1
2
(L1 L2)B
1
2
(1.275 0.315)(1.5) 1.193 m2
L2 (0.21)(1.5) 0.315 m
L2
L
0.21;
L1 (0.85)(1.5) 1.275 m
L1
L
0.85;
Note, de la ecuación (16.23), para c¿ 0, se tiene
q (0.7)(18) 12.6 kN/m2
qœ
u qNqFqsFqdFqi
1
2
gB¿NgFgsFgdFgi
Para f¿ 30º, de la tabla 16.2, Nq 18.4 y Ng 22.4. Así,
Fgd 1
Fqd 1 2 tan f¿(1 sen f¿)2
Df
B
1
(0.289)(0.7)
1.5
1.135
Fgs 1 0.4a
B¿
L¿
b 1 0.4a
0.936
1.275
b 0.706
Fqs 1 a
B¿
L¿
b tan f¿ 1 a
0.936
1.275
btan 30° 1.424
Por lo tanto,
605.95 kN
(1.193)[(12.6)(18.4)(1.424)(1.135) (0.5)(18)(0.936)(22.4)(0.706)(1)]
Qúlt A¿qœ
u A¿ aqNqFqsFqd
1
2
gB¿NgFgsFgd b

16.10 Losas de cimentación: tipos comunes 503
16.10 Losas de cimentación: tipos comunes
Como se discutió en la sección 16.1, las losas de cimentación son cimentaciones superficiales. Este
tipo de cimentación, que se refiere a veces como placa de cimentación, es una base combinada que
puede cubrir toda el área bajo una estructura soportando varias columnas y paredes. Las losas
de cimentación a veces son las preferidas para los suelos que tienen baja capacidad de carga, pero
tendrán que soportar columnas altas y/o muros de carga. Bajo ciertas condiciones, la extensión de
las bases tendrían que cubrir más de la mitad del área de la construcción, y las losas de cimentación
pueden ser más económicas. Actualmente se utilizan varios tipos de losas de cimentación. Algunos
de los tipos más comunes se muestran esquemáticamente en la figura 16.14 y son los siguientes:
1. Placa plana (figura 16.14a). La losa es de espesor uniforme.
2. Placa plana con mayor espesor bajo las columnas (figura 16.14b)
Figura 16.14 Tipos comunes de losas de cimentación
(b)
(a)
Plano
Sección
Plano
Sección
(d)
Plano
Sección
(e)
Plano
Sección
(c)
Plano
Sección

504
3. Vigas y losa (figura 16.14c). Las vigas corren en ambas direcciones y las columnas se
localizan en la intersección de las vigas.
4. Placas planas con pedestales (figura 16.14d).
5. Losa con muros de sótano como parte de la placa (figura 16.14e). Los muros actúan como
refuerzos de la losa.
Las losas pueden estar sostenidas por pilotes. Éstos ayudan en la reducción del asenta-
miento de una estructura construida sobre suelo altamente compresible. Donde el nivel freático
es alto, a menudo las losas se colocan sobre los pilotes para controlar la flotabilidad.
La figura 16.15 muestra la diferencia entre la profundidad Df y la anchura B de cimientos
aislados y de una losa de cimentación. La figura 16.16 muestra una losa de cimentación en
construcción.
16.11 Capacidad de carga de una malla de cimentación
La capacidad de carga última bruta de una malla de cimentación puede ser determinada por la
misma ecuación utilizada para zapatas, o
(16.9)
qu c¿NcFcsFcdFci qNqFqsFqdFqi
1
2
gBNgFgsFgdFgi
Las tablas 16.2 y 16.3 dan los valores propios de los factores de capacidad de carga y la forma,
profundidad y factores de inclinación de la carga. El término B en la ecuación (16.9) es la di-
mensión más pequeña de la malla.
La capacidad neta de carga última es
qneta(u) qu q (16.10)
Figura 16.15 Comparación entre cimientos aislados y una losa de cimentación (B ancho,
Df profundidad)
B
Df
B
Df

16.11 Capacidad de carga de una malla de cimentación 505
Un factor de seguridad adecuado debe utilizarse para calcular la capacidad de carga ad-
misible neta. Para losas sobre arcilla, el factor de seguridad no debe ser inferior a 3 bajo carga
muerta y carga máxima en vivo. Sin embargo, bajo las condiciones más extremas, el factor de
seguridad debe ser de al menos 1.75 a 2. Para losas construidas sobre arena, normalmente se
debe utilizar un factor de seguridad de 3. Bajo la mayoría de las condiciones de trabajo, el factor
de seguridad contra fallas de capacidad de carga de losas en la arena es muy grande.
Para arcillas saturadas con f 0 y condición de carga vertical, ecuación (16.9), se tiene
(16.45)
qu cuNcFcsFcd q
donde cu cohesión no drenada. (Nota: Nc 5.14, Nq 1 y Ng 0.) De la tabla 16.3, para
f 0,
y
Fcd 1 0.4a
Df
B
b
Fcs 1 a
B
L
b a
Nq
Nc
b 1 a
B
L
b a
1
5.14
b 1
0.195B
L
Sustituyendo los factores de forma y profundidad anteriores en la ecuación (16.45) se obtiene
(16.46)
qu 5.14cu a1
0.195B
L
b a1 0.4
Df
B
b q
Figura 16.16 Losa de cimentación en construcción (Cortesía de Braja M. Das, Henderson, Nevada)

506
Por lo tanto, la capacidad última de carga es
(16.47)
qneta(u) qu q 5.14cu a1
0.195B
L
b a 1 0.4
Df
B
b
Para FS 3, la capacidad de carga neta admisible del suelo se vuelve
(16.48)
qadm(neta)
qneta(u)
FS
1.713cu a1
0.195B
L
b a 1 0.4
Df
B
b
Ejemplo 16.7
Determine la capacidad última de carga neta de una losa de cimentación que mide 12 m 8 m
sobre una arcilla saturada con cu 80 kN/m2, f 0 y Df 2 m.
Solución
De la ecuación (16.47) se tiene
512 kN/m2
(5.14)(80)c1 a
0.195 8
12
b d c1 0.4a
2
8
b d
qneta(u) 5.14cu c1 a
0.195B
L
b d c1 0.4a
Df
B
b d
16.12 Cimentaciones compensadas
El asentamiento de una losa de cimentación puede reducirse disminuyendo el incremento de
presión neta sobre el suelo y aumentando la profundidad de empotramiento, Df. Este aumento
es particularmente importante para las losas sobre arcillas blandas, donde se esperan grandes
asentamientos de consolidación. De la figura 16.17, la presión aplicada neta promedio sobre el
suelo puede darse como
(16.49)
q
Q
A
gDf
donde
Q carga muerta de la estructura y carga viva
A área de la losa
Para no aumentar la presión neta del suelo sobre el terreno debajo de una losa de cimentación,
q debe ser 0. Por lo tanto,
(16.50)
Df
Q
Ag

16.12 Cimentaciones compensadas 507
Esta relación de Df normalmente se conoce como la profundidad de empotramiento de una
cimentación totalmente compensada.
El factor de seguridad contra fallas de capacidad de carga para las cimentaciones parcial-
mente compensadas (es decir, Df Q/Ag) puede darse como
(16.51)
FS
qneta(u)
q
qneta(u)
Q
A
gDf
Para arcillas saturadas, el factor de seguridad contra la falla de capacidad de carga se puede
obtener mediante la sustitución de la ecuación (16.47) en la ecuación (16.51):
(16.52)
FS
5.14cu a 1
0.195B
L
b a 1 0.4
Df
B
b
Q
A
gDf
Peso unitario
Figura 16.17 Definición de la presión neta sobre un suelo causada por una losa de cimentación
Ejemplo 16.8
Consulte la figura 16.17. La losa tiene dimensiones de 40 m 20 m, y la carga viva y carga
muerta sobre la losa son 200 MN. Ésta se coloca sobre una capa de arcilla blanda que tiene
una unidad de peso de 17.5 kN/m3. Encuentre Df para una cimentación totalmente compen-
sada.
Solución
Df
Q
Ag
200 103
kN
(40 20)(17.5)
14.29 m

508
Ejemplo 16.9
Consulte el ejemplo 16.8. Para la arcilla, cu 60 kN/m2. Si el factor requerido de seguridad
contra fallas de capacidad de carga es 3, determine la profundidad de la cimentación.
Solución
FS
5.14cu a1
0.195B
L
b a 1 0.4
Df
B
b
Q
A
gDf
Aquí, FS 3, cu 60 kN/m2, B/L 20/40 0.5 y Q/A (200 103)/(40 20)
250 kN/m2. Sustituyendo estos valores en la ecuación (16.52) se obtiene
o
Df 6.9 m
3
5
.
1
1
4 59.27Df
0
5
7 52.5Df 338.47 6.77Df
3
(5.14)(60)[1 (0.195)(0.5)]c1 0.4 a
Df
20
b d
250 (17.5)Df
16.13 Resumen
Los siguientes son los temas más importantes que han sido discutidos en este capítulo.
1. La zapata corrida y losa de cimentación (placa) son cimentaciones poco profundas.
2. En función de la compactación del suelo que soporta una zapata corrida con una carga
última, la cimentación puede fallar por (a) falla de corte general, (b) falla de corte local o
(c) falla de corte de perforación.
3. La capacidad última de carga de una cimentación poco profunda se puede calcular
mediante el uso de las ecuaciones (16.3) a (16.5) y (16.9).
4. Se necesitan algunas modificaciones menores en las ecuaciones de capacidad última de
carga si el nivel freático se encuentra muy cerca del fondo de la cimentación (sección 16.5).
5. La capacidad última y de carga admisible de una cimentación cargada de forma
excéntrica se puede estimar por el método de área efectiva (secciones 16.7 y 16.9).
6. Las losas de cimentación pueden ser de varios tipos, como placa plana; placa plana con mayor
espesor bajo las columnas, vigas y losas; placa plana con pedestales, y losa con muros de
sótano, como parte de la placa.
7. La capacidad última de carga de una losa de cimentación se puede obtener mediante el
uso de la ecuación (16.9) (véase la sección 16.11).
8. Una losa de cimentación totalmente compensada es aquella en la que el aumento neto de la
presión del suelo por debajo de la losa es cero (sección 16.12).

Problemas 509
Problemas
16.1 En los siguientes casos, determine la capacidad vertical de carga bruta admisible de la
cimentación. Utilice la ecuación de Terzaghi y suponga falla de corte general en el suelo.
Utilice FS 4.
Parte B Df c Tipo de cimentación
a. 1.22 m 0.91 m 25° 28.75 kN/m2
17.29 kN/m3
Continua
b. 2 m l m 30° 0 17 kN/m3
Continua
c. 3 m 2 m 30° 0 16.5 kN/m3
Cuadrada
16.2 Una columna cuadrada de cimentación tiene que sostener una carga bruta admisible de 1805
kN (FS 3). Dado: Df 1.5 m, g 15.9 kN/m3, f¿ 34° y c¿ 0. Utilice la ecuación de
Terzaghi para determinar el tamaño de la cimentación (B).
16.3 Utilice la ecuación general de capacidad carga [ecuación (16.9)] para resolver lo siguiente:
a. Problema 16.1a
b. Problema 16.1b
c. Problema 16.lc
16.4 La carga aplicada sobre una cimentación cuadrada poco profunda forma un ángulo de 15º
con la vertical. Dado: B 1.83 m, Df 0.91 m, g 18.08 kN/m3, f¿ 25° y c¿ 23.96
kN/m2. Utilice FS 4 y determine la carga bruta admisible. Utilice la ecuación (16.9).
16.5 Una columna de cimentación (figura 16.18) es de 3 m 2 m en el plano. Dado: Df 1.5 m,
f¿ 25°, c¿ 70 kN/m2. Usando la ecuación (16.9) y FS 3, determine la carga neta
admisible [véase la ecuación (16.16)] que la fundación podría sostener.
1.5 m
1 m
3 m 2 m
Nivel freático
17 kN/m3
19.5 kN/m3
sat
Figura 16.18
16.6 Para una cimentación cuadrada, esto es, B B en el plano, Df 2 m, carga admisible
bruta vertical, Qadm 3330 kN, g 16.5 kN/m3, f¿ 30°, c¿ 0 y FS 4. Determine el
tamaño de la base. Utilice la ecuación (16.9).
16.7 En la figura 16.19 se muestra una cimentación cargada de forma excéntrica. Utilice FS 4
y determine la carga máxima admisible que la cimentación puede soportar. Utilice el método
de área efectiva de Meyerhof.
16.8 Para una cimentación continua cargada excéntricamente sobre la arena, dada B 1.8 m,
Df 0.9 m, e/B 0.12 (excentricidad en una dirección), g 16 kN/m3 y f¿ 35°.
Utilizando el método de factor de reducción, estime la carga última por unidad de longitud
de la cimentación.
16.9 La cimentación superficial que se muestra en la figura 16.8 mide 1.2 m 1.8 m y se somete
a una carga centrada y un momento. Si eB 0.12 m, eL 0.36 m y la profundidad de la
cimentación es de 1 m, determine la carga admisible que la cimentación

510
0.8 m
Excentricidad sólo en
una dirección = 0.1 m
Línea central
1.5 m 1.5 m
Qadm
32
17 kN/m3
0
Figura 16.19
puede soportar. Utilice un factor de seguridad de 3. Para el suelo, se nos dice que el peso
unitario g 17 kN/m3, el ángulo de fricción f¿ 35° y la cohesión c¿ 0.
16.10 Una losa de cimentación que mide 14 m 9 m debe ser construida sobre una arcilla
saturada. Para la arcilla, cu 93 kN/m2 y f 0. La profundidad, Df, para la losa de
cimentación es 2 m. Determine la capacidad última de carga neta.
16.11 Repita el problema 16.10 con lo siguiente:
• Losa de cimentación: B 8 m, L 20 m y Df 2 m
• Arcilla: f 0 y cu 130 kN/m2
16.12 Considere una losa de cimentación con dimensiones de 18 m 12 m. La carga muerta
y viva combinada sobre la losa es 44.5 MN. La losa será colocada sobre una arcilla con
cu 40.7 kN/m2 y g 17.6 kN/m3. Encuentre la profundidad, Df, de la losa para una
cimentación completamente compensada.
16.13 Para la losa en el problema 16.12, ¿cuál será la profundidad, Df, de la losa para FS 3
contra la falla de la capacidad de carga?
Referencias
Caquot, A., and Kerisel, J. (1953). “Sur le terme de surface dans le calcul des fondations en milieu
pulverulent,” Proceedings, Third International Conference on Soil Mechanics and Foundation En-
gineering, Zürich, Vol. I, 336–337.
De Beer, E. E. (1970). “Experimental Determination of the Shape Factors and Bearing Capacity Factors
of Sand,” Geotechnique, Vol. 20, No. 4, 387–411.
Hanna, A. M., and Meyerhof, G. G. (1981). “Experimental Evaluation of Bearing Capacity of Footings
Subjected to Inclined Loads,” Canadian Geotechnical Journal, Vol. 18, No. 4, 599–603.
Hansen, J. B. (1970). “A Revised and Extended Formula for Bearing Capacity,” Danish Geotechnical
Institute, Bulletin 28, Copenhagen.
Highter, W. H., and Anders, J. C. (1985). “Dimensioning Footings Subjected to Eccentric Loads,”
Journal of Geotechnical Engineering, American Society of Civil Engineers, Vol. 111, No. GT5,
659–665.
Kumbhojkar, A. S. (1993). “Numerical Evaluation of Terzaghi’s N ,” Journal of Geotechnical Enginee-
ring, American Society of Civil Engineers, Vol. 119, No. 3, 598–607.
Meyerhof, G. G. (1953). “The Bearing Capacity of Foundations Under Eccentric and Inclined Loads,”
Proceedings, Third International Conference on Soil Mechanics and Foundation Engineering,
Zürich, Vol. 1, 440–445.
Meyerhof, G. G. (1963). “Some Recent Research on the Bearing Capacity of Foundations,” Canadian
Geotechnical Journal, Vol. 1, No. 1, 16–26.

Referencias 511
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Schneiden,” Zeitschrift für angewandte Mathematik und Mechanik, Vol. 1, No. 1, 15–20.
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Journal of Geotechnical Engineering Div., ASCE, Vol. 103, No. 6, pp. 647–651.
Reissner, H. (1924). “Zum Erddruckproblem,” Proceedings, First International Congress of Applied Me-
chanics, Delft, 295–311.
Vesic, A. S. (1963). “Bearing Capacity of Deep Foundations in Sand,” Highway Research Record No. 39,
National Academy of Sciences, 112–153.
Vesic, A. S. (1973). “Analysis of Ultimate Loads of Shallow Foundations,” Journal of the Soil Mechanics

Capítulo 17: Asentamiento de cimentaciones poco profundas
512
17.1 Introducción
En el capítulo 16 se introdujo el concepto y el procedimiento de estimación de la capacidad
última de carga de las cimentaciones poco profundas. Una cimentación puede fallar por falla de
corte del suelo soportado. Sin embargo, antes de la ocurrencia de la falla de corte en el suelo,
también es posible que una cimentación se someta a un asentamiento lo suficientemente grande
para causar daño a una estructura y hacerla disfuncional para el fin para el que está diseñada. El
asentamiento referido aquí puede ser de dos tipos:
• Asentamiento de consolidación (dependiente del tiempo) de la(s) capa(s) de arcilla ubicada(s)
debajo de la cimentación, y
• Asentamiento elástico, que se produce más o menos en un corto tiempo después que la
cimentación se somete a la carga estructural.
El asentamiento de consolidación fue discutido en detalle en el capítulo 9. Este capítulo tiene
como propósito familiarizar a los lectores con el proceso de cálculo del asentamiento elástico
de cimentaciones poco profundas. A los efectos de cálculo del asentamiento elástico, es importante
señalar que, al menos en teoría, una cimentación podría considerarse totalmente flexible o totalmen-
te rígida. Una cimentación cargada de manera uniforme, perfectamente flexible, descansando sobre
un material elástico como arcilla saturada, tendrá un perfil de hundimiento como el que se muestra
en la figura 17.1a debido a un asentamiento elástico. Sin embargo, si la cimentación es rígida y está
descansando sobre un material elástico como arcilla, se somete a un asentamiento uniforme y
la presión de contacto se redistribuirá (figura 17.1b).
17.2 Asentamiento elástico de cimentaciones
en suelo de arcilla saturada (Ms 0.5)
La figura 17.2 muestra una cimentación poco profunda que tiene un plano de B L. El fondo
de la cimentación se encuentra a una profundidad de Df. También una capa de roca/incompre-
sible se encuentra a una profundidad H por debajo del fondo de la cimentación. El coeficiente
C A P Í T U L O 17
Asentamiento de
cimentaciones poco profundas
512

17.2 Asentamiento elástico de cimentaciones en suelo de arcilla saturada (ms 0.5) 513
de Poisson y el módulo de elasticidad de la capa compresible son ms y Es, respectivamente. La
carga neta por unidad de área en el nivel de la cimentación es qo.
Janbu et al. (1956) propusieron una relación generalizada para estimar el asentamiento
elástico promedio de una cimentación flexible cargada uniformemente situada sobre arcilla
saturada (ms 0.5).
Figura 17.2 Asentamiento elástico de cimentaciones flexibles y rígidas
Figura 17.1 Perfil de asentamiento elástico y presión de contacto sobre arcilla: (a) cimentación flexible;
(b) cimentación rígida
(a)
(b)
Perfil de
asentamiento
Perfil de
asentamiento
modulus of elasticity
Cimentación
Asentamiento de
una cimentación
rígida
Asentamiento de
una cimentación
flexible
coeficiente de Poisson
módulo de elasticidad
Suelo
Roca

514
Esta relación incorpora (a) el efecto de empotramiento, Df, y (b) el efecto de la existencia de una
capa rígida a una profundidad somera, o
(17.1)
donde
y
A2 f a
H
B
,
L
B
b
A1 f a
Df
B
b
Se A1A2
qoB
Es
Christian y Carrier (1978) hicieron una evaluación crítica de los factores A1 y A2, y los
resultados se presentan en forma gráfica. Los valores interpolados de A1 y A2 de estas gráficas
se dan en las tablas 17.1 y 17.2.
Tabla 17.1 Variación de A1 con Df /B [ecuación (17.1)]
Df / A
B 1
0
.
1
0
9
.
0
2
8
8
.
0
4
5
7
8
.
0
6
7
8
.
0
8
10 0.865
12 0.863
14 0.860
16 0.856
18 0.854
20 0.850
Tabla 17.2 Variación de A2 con L/B y H/B [ecuación (17.1)]
L/B
H/B
1 0.36 0.36 0.36 0.36 0.36 0.36
2 0.47 0.53 0.63 0.64 0.64 0.64
4 0.58 0.63 0.82 0.94 0.94 0.94
6 0.61 0.67 0.88 1.08 1.14 1.16
8 0.62 0.68 0.90 l.13 1.22 1.26
10 0.63 0.70 0.92 1.18 1.30 1.42
20 0.64 0.71 0.93 1.26 1.47 1.74
30 0.66 0.73 0.95 1.29 1.54 1.84
Círculo 1 2 5 10

17.3 Asentamiento elástico basado en la teoría
de la elasticidad
La figura 17.2 muestra una cimentación poco profunda sometida a una fuerza neta por unidad
de área igual a qo. Sean el coeficiente de Poisson y el módulo de elasticidad del suelo de soporte
ms y Es, respectivamente. Sobre la base de la teoría de la elasticidad, si la cimentación (figura
17.2) es perfectamente flexible, el asentamiento se puede expresar como
(17.2)
Se qo(aB¿)
1 m2
s
Es
Is If
donde
qo presión neta aplicada sobre la cimentación
ms coeficiente de Poisson para el suelo
Es módulo de elasticidad promedio del suelo debajo de la cimentación medido desde
z 0 hasta z 4B
B¿ B/2 para el centro de la cimentación
B para la esquina de la cimentación
Is factor de forma (Steinbrenner, 1934)
(17.3)
F1 (17.4)
F2 (17.5)
A0 (17.6)
A1 (17.7)
A2 (17.8)
If (17.9)
a factor que depende de la ubicación de la cimentación
en donde el asentamiento está siendo calculado
factor de profundidad (Fox, 1948) f a
Df
B
, ms y
L
B
b
m
n 2m 2
n 2
1
ln
(m 2m 2
1)21 n 2
m 2m 2
n 2
1
m¿ ln
(1 2m¿2
1)2m¿2
n¿2
m¿(1 2m¿2
n¿2
1)
n
2p
tan 1
A2
1
p
(A0 A1)
F1
1 2ms
1 ms
F2
• Para el cálculo del asentamiento en el centro de la cimentación:
n¿
H
a
B
2
b
m
L
B
a 4

516
• Para el cálculo del asentamiento en la esquina de la cimentación:
n
H
B
m
L
B
a 1
Las variaciones de F1 y F2 [ecuaciones (17.4) y (17.5)] con m¿ y n¿ se dan en las tablas 17.3 y
17.4. También en la tabla 17.5 se dan la variación de If con Df /B y ms. Note que cuando Df 0,
el valor de If 1 en todos los casos.
Tabla 17.3 Variación de F1 con m¿ y n¿
m
n 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0
0.25 0.014 0.013 0.012 0.011 0.011 0.011 0.010 0.010 0.010 0.010
0.50 0.049 0.046 0.044 0.042 0.041 0.040 0.038 0.038 0.037 0.037
0.75 0.095 0.090 0.087 0.084 0.082 0.080 0.077 0.076 0.074 0.074
1.00 0.142 0.138 0.134 0.130 0.127 0.125 0.121 0.118 0.116 0.115
1.25 0.186 0.183 0.179 0.176 0.173 0.170 0.165 0.161 0.158 0.157
1.50 0.224 0.224 0.222 0.219 0.216 0.213 0.207 0.203 0.199 0.197
1.75 0.257 0.259 0.259 0.258 0.255 0.253 0.247 0.242 0.238 0.235
2.00 0.285 0.290 0.292 0.292 0.291 0.289 0.284 0.279 0.275 0.271
2.25 0.309 0.317 0.321 0.323 0.323 0.322 0.317 0.313 0.308 0.305
2.50 0.330 0.341 0.347 0.350 0.351 0.351 0.348 0.344 0.340 0.336
2.75 0.348 0.361 0.369 0.374 0.377 0.378 0.377 0.373 0.369 0.365
3.00 0.363 0.379 0.389 0.396 0.400 0.402 0.402 0.400 0.396 0.392
3.25 0.376 0.394 0.406 0.415 0.420 0.423 0.426 0.424 0.421 0.418
3.50 0.388 0.408 0.422 0.431 0.438 0.442 0.447 0.447 0.444 0.441
3.75 0.399 0.420 0.436 0.447 0.454 0.460 0.467 0.458 0.466 0.464
4.00 0.408 0.431 0.448 0.460 0.469 0.476 0.484 0.487 0.486 0.484
4.25 0.417 0.440 0.458 0.472 0.481 0.484 0.495 0.514 0.515 0.515
4.50 0.424 0.450 0.469 0.484 0.495 0.503 0.516 0.521 0.522 0.522
4.75 0.431 0.458 0.478 0.494 0.506 0.515 0.530 0.536 0.539 0.539
5.00 0.437 0.465 0.487 0.503 0.516 0.526 0.543 0.551 0.554 0.554
5.25 0.443 0.472 0.494 0.512 0.526 0.537 0.555 0.564 0.568 0.569
5.50 0.448 0.478 0.501 0.520 0.534 0.546 0.566 0.576 0.581 0.584
5.75 0.453 0.483 0.508 0.527 0.542 0.555 0.576 0.588 0.594 0.597
6.00 0.457 0.489 0.514 0.534 0.550 0.563 0.585 0.598 0.606 0.609
6.25 0.461 0.493 0.519 0.540 0.557 0.570 0.594 0.609 0.617 0.621
6.50 0.465 0.498 0.524 0.546 0.563 0.577 0.603 0.618 0.627 0.632
6.75 0.468 0.502 0.529 0.551 0.569 0.584 0.610 0.627 0.637 0.643
7.00 0.471 0.506 0.533 0.556 0.575 0.590 0.618 0.635 0.646 0.653
7.25 0.474 0.509 0.538 0.561 0.580 0.596 0.625 0.643 0.655 0.662
7.50 0.477 0.513 0.541 0.565 0.585 0.601 0.631 0.650 0.663 0.671
7.75 0.480 0.516 0.545 0.569 0.589 0.606 0.637 0.658 0.671 0.680
(continúa)

m
n 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0
8.00 0.482 0.519 0.549 0.573 0.594 0.611 0.643 0.664 0.678 0.688
8.25 0.485 0.522 0.552 0.577 0.598 0.615 0.648 0.670 0.685 0.695
8.50 0.487 0.524 0.555 0.580 0.601 0.619 0.653 0.676 0.692 0.703
8.75 0.489 0.527 0.558 0.583 0.605 0.623 0.658 0.682 0.698 0.710
9.00 0.491 0.529 0.560 0.587 0.609 0.627 0.663 0.687 0.705 0.716
9.25 0.493 0.531 0.563 0.589 0.612 0.631 0.667 0.693 0.710 0.723
9.50 0.495 0.533 0.565 0.592 0.615 0.634 0.671 0.697 0.716 0.719
9.75 0.496 0.536 0.568 0.595 0.618 0.638 0.675 0.702 0.721 0.735
10.00 0.498 0.537 0.570 0.597 0.621 0.641 0.679 0.707 0.726 0.740
20.00 0.529 0.575 0.614 0.647 0.677 0.702 0.756 0.797 0.830 0.858
50.00 0.548 0.598 0.640 0.678 0.711 0.740 0.803 0.853 0.895 0.931
100.00 0.555 0.605 0.649 0.688 0.722 0.753 0.819 0.872 0.918 0.956
m
n 4.5 5.0 6.0 7.0 8.0 9.0 10.0 25.0 50.0 100.0
0.25 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010 0.010
0.50 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036 0.036
0.75 0.073 0.073 0.072 0.072 0.072 0.072 0.071 0.071 0.071 0.071
1.00 0.114 0.113 0.112 0.112 0.112 0.111 0.111 0.110 0.110 0.110
1.25 0.155 0.154 0.153 0.152 0.152 0.151 0.151 0.150 0.150 0.150
1.50 0.195 0.194 0.192 0.191 0.190 0.190 0.189 0.188 0.188 0.188
1.75 0.233 0.232 0.229 0.228 0.227 0.226 0.225 0.223 0.223 0.223
2.00 0.269 0.267 0.264 0.262 0.261 0.260 0.259 0.257 0.256 0.256
2.25 0.302 0.300 0.296 0.294 0.293 0.291 0.291 0.287 0.287 0.287
2.50 0.333 0.331 0.327 0.324 0.322 0.321 0.320 0.316 0.315 0.315
2.75 0.362 0.359 0.355 0.352 0.350 0.348 0.347 0.343 0.342 0.342
3.00 0.389 0.386 0.382 0.378 0.376 0.374 0.373 0.368 0.367 0.367
3.25 0.415 0.412 0.407 0.403 0.401 0.399 0.397 0.391 0.390 0.390
3.50 0.438 0.435 0.430 0.427 0.424 0.421 0.420 0.413 0.412 0.411
3.75 0.461 0.458 0.453 0.449 0.446 0.443 0.441 0.433 0.432 0.432
4.00 0.482 0.479 0.474 0.470 0.466 0.464 0.462 0.453 0.451 0.451
4.25 0.516 0.496 0.484 0.473 0.471 0.471 0.470 0.468 0.462 0.460
4.50 0.520 0.517 0.513 0.508 0.505 0.502 0.499 0.489 0.487 0.487
4.75 0.537 0.535 0.530 0.526 0.523 0.519 0.517 0.506 0.504 0.503
5.00 0.554 0.552 0.548 0.543 0.540 0.536 0.534 0.522 0.519 0.519
5.25 0.569 0.568 0.564 0.560 0.556 0.553 0.550 0.537 0.534 0.534
5.50 0.584 0.583 0.579 0.575 0.571 0.568 0.585 0.551 0.549 0.548
5.75 0.597 0.597 0.594 0.590 0.586 0.583 0.580 0.565 0.583 0.562
6.00 0.611 0.610 0.608 0.604 0.601 0.598 0.595 0.579 0.576 0.575
6.25 0.623 0.623 0.621 0.618 0.615 0.611 0.608 0.592 0.589 0.588
6.50 0.635 0.635 0.634 0.631 0.628 0.625 0.622 0.605 0.601 0.600
6.75 0.646 0.647 0.646 0.644 0.641 0.637 0.634 0.617 0.613 0.612
7.00 0.656 0.658 0.658 0.656 0.653 0.650 0.647 0.628 0.624 0.623
(continúa)

518
m
n 4.5 5.0 6.0 7.0 8.0 9.0 10.0 25.0 50.0 100.0
7.25 0.666 0.669 0.669 0.668 0.665 0.662 0.659 0.640 0.635 0.634
7.50 0.676 0.679 0.680 0.679 0.676 0.673 0.670 0.651 0.646 0.645
7.75 0.685 0.688 0.690 0.689 0.687 0.684 0.681 0.661 0.656 0.655
8.00 0.694 0.697 0.700 0.700 0.698 0.695 0.692 0.672 0.666 0.665
8.25 0.702 0.706 0.710 0.710 0.708 0.705 0.703 0.682 0.676 0.675
8.50 0.710 0.714 0.719 0.719 0.718 0.715 0.713 0.692 0.686 0.684
8.75 0.717 0.722 0.727 0.728 0.727 0.725 0.723 0.701 0.695 0.693
9.00 0.725 0.730 0.736 0.737 0.736 0.735 0.732 0.710 0.704 0.702
9.25 0.731 0.737 0.744 0.746 0.745 0.744 0.742 0.719 0.713 0.711
9.50 0.738 0.744 0.752 0.754 0.754 0.753 0.751 0.728 0.721 0.719
9.75 0.744 0.751 0.759 0.762 0.762 0.761 0.759 0.737 0.729 0.727
10.00 0.750 0.758 0.766 0.770 0.770 0.770 0.768 0.745 0.738 0.735
20.00 0.878 0.896 0.925 0.945 0.959 0.969 0.977 0.982 0.965 0.957
50.00 0.962 0.989 1.034 1.070 1.100 1.125 1.146 1.265 1.279 1.261
100.00 0.990 1.020 1.072 1.114 1.150 1.182 1.209 1.408 1.489 1.499
Tabla 17.4 Variación de F2 con m¿ y n¿
m
n 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0
0.25 0.049 0.050 0.051 0.051 0.051 0.052 0.052 0.052 0.052 0.052
0.50 0.074 0.077 0.080 0.081 0.083 0.084 0.086 0.086 0.0878 0.087
0.75 0.083 0.089 0.093 0.097 0.099 0.101 0.104 0.106 0.107 0.108
1.00 0.083 0.091 0.098 0.102 0.106 0.109 0.114 0.117 0.119 0.120
1.25 0.080 0.089 0.096 0.102 0.107 0.111 0.118 0.122 0.125 0.127
1.50 0.075 0.084 0.093 0.099 0.105 0.110 0.118 0.124 0.128 0.130
1.75 0.069 0.079 0.088 0.095 0.101 0.107 0.117 0.123 0.128 0.131
2.00 0.064 0.074 0.083 0.090 0.097 0.102 0.114 0.121 0.127 0.131
2.25 0.059 0.069 0.077 0.085 0.092 0.098 0.110 0.119 0.125 0.130
2.50 0.055 0.064 0.073 0.080 0.087 0.093 0.106 0.115 0.122 0.127
2.75 0.051 0.060 0.068 0.076 0.082 0.089 0.102 0.111 0.119 0.125
3.00 0.048 0.056 0.064 0.071 0.078 0.084 0.097 0.108 0.116 0.122
3.25 0.045 0.053 0.060 0.067 0.074 0.080 0.093 0.104 0.112 0.119
3.50 0.042 0.050 0.057 0.064 0.070 0.076 0.089 0.100 0.109 0.116
3.75 0.040 0.047 0.054 0.060 0.067 0.073 0.086 0.096 0.105 0.113
4.00 0.037 0.044 0.051 0.057 0.063 0.069 0.082 0.093 0.102 0.110
4.25 0.036 0.042 0.049 0.055 0.061 0.066 0.079 0.090 0.099 0.107
4.50 0.034 0.040 0.046 0.052 0.058 0.063 0.076 0.086 0.096 0.104
4.75 0.032 0.038 0.044 0.050 0.055 0.061 0.073 0.083 0.093 0.101
5.00 0.031 0.036 0.042 0.048 0.053 0.058 0.070 0.080 0.090 0.098
5.25 0.029 0.035 0.040 0.046 0.051 0.056 0.067 0.078 0.087 0.095
5.50 0.028 0.033 0.039 0.044 0.049 0.054 0.065 0.075 0.084 0.092
5.75 0.027 0.032 0.037 0.042 0.047 0.052 0.063 0.073 0.082 0.090

m
n 1.0 1.2 1.4 1.6 1.8 2.0 2.5 3.0 3.5 4.0
6.00 0.026 0.031 0.036 0.040 0.045 0.050 0.060 0.070 0.079 0.087
6.25 0.025 0.030 0.034 0.039 0.044 0.048 0.058 0.068 0.077 0.085
6.50 0.024 0.029 0.033 0.038 0.042 0.046 0.056 0.066 0.075 0.083
6.75 0.023 0.028 0.032 0.036 0.041 0.045 0.055 0.064 0.073 0.080
7.00 0.022 0.027 0.031 0.035 0.039 0.043 0.053 0.062 0.071 0.078
7.25 0.022 0.026 0.030 0.034 0.038 0.042 0.051 0.060 0.069 0.076
7.50 0.021 0.025 0.029 0.033 0.037 0.041 0.050 0.059 0.067 0.074
7.75 0.020 0.024 0.028 0.032 0.036 0.039 0.048 0.057 0.065 0.072
8.00 0.020 0.023 0.027 0.031 0.035 0.038 0.047 0.055 0.063 0.071
8.25 0.019 0.023 0.026 0.030 0.034 0.037 0.046 0.054 0.062 0.069
8.50 0.018 0.022 0.026 0.029 0.033 0.036 0.045 0.053 0.060 0.067
8.75 0.018 0.021 0.025 0.028 0.032 0.035 0.043 0.051 0.059 0.066
9.00 0.017 0.021 0.024 0.028 0.031 0.034 0.042 0.050 0.057 0.064
9.25 0.017 0.020 0.024 0.027 0.030 0.033 0.041 0.049 0.056 0.063
9.50 0.017 0.020 0.023 0.026 0.029 0.033 0.040 0.048 0.055 0.061
9.75 0.016 0.019 0.023 0.026 0.029 0.032 0.039 0.047 0.054 0.060
10.00 0.016 0.019 0.022 0.025 0.028 0.031 0.038 0.046 0.052 0.059
20.00 0.008 0.010 0.011 0.013 0.014 0.016 0.020 0.024 0.027 0.031
50.00 0.003 0.004 0.004 0.005 0.006 0.006 0.008 0.010 0.011 0.013
100.00 0.002 0.002 0.002 0.003 0.003 0.003 0.004 0.005 0.006 0.006
m
n 4.5 5.0 6.0 7.0 8.0 9.0 10.0 25.0 50.0 100.0
0.25 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053 0.053
0.50 0.087 0.087 0.088 0.088 0.088 0.088 0.088 0.088 0.088 0.088
0.75 0.109 0.109 0.109 0.110 0.110 0.110 0.110 0.111 0.111 0.111
1.00 0.121 0.122 0.123 0.123 0.124 0.124 0.124 0.125 0.125 0.125
1.25 0.128 0.130 0.131 0.132 0.132 0.133 0.133 0.134 0.134 0.134
1.50 0.132 0.134 0.136 0.137 0.138 0.138 0.139 0.140 0.140 0.140
1.75 0.134 0.136 0.138 0.140 0.141 0.142 0.142 0.144 0.144 0.145
2.00 0.134 0.136 0.139 0.141 0.143 0.144 0.145 0.147 0.147 0.148
2.25 0.133 0.136 0.140 0.142 0.144 0.145 0.146 0.149 0.150 0.150
2.50 0.132 0.135 0.139 0.142 0.144 0.146 0.147 0.151 0.151 0.151
2.75 0.130 0.133 0.138 0.142 0.144 0.146 0.147 0.152 0.152 0.153
3.00 0.127 0.131 0.137 0.141 0.144 0.145 0.147 0.152 0.153 0.154
3.25 0.125 0.129 0.135 0.140 0.143 0.145 0.147 0.153 0.154 0.154
3.50 0.122 0.126 0.133 0.138 0.142 0.144 0.146 0.153 0.155 0.155
3.75 0.119 0.124 0.131 0.137 0.141 0.143 0.145 0.154 0.155 0.155
4.00 0.116 0.121 0.129 0.135 0.139 0.142 0.145 0.154 0.155 0.156
4.25 0.113 0.119 0.127 0.133 0.138 0.141 0.144 0.154 0.156 0.156
4.50 0.110 0.116 0.125 0.131 0.136 0.140 0.143 0.154 0.156 0.156
4.75 0.107 0.113 0.123 0.130 0.135 0.139 0.142 0.154 0.156 0.157
5.00 0.105 0.111 0.120 0.128 0.133 0.137 0.140 0.154 0.156 0.157
5.25 0.102 0.108 0.118 0.126 0.131 0.136 0.139 0.154 0.156 0.157
(continúa)

520
m
n 4.5 5.0 6.0 7.0 8.0 9.0 10.0 25.0 50.0 100.0
5.50 0.099 0.106 0.116 0.124 0.130 0.134 0.138 0.154 0.156 0.157
5.75 0.097 0.103 0.113 0.122 0.128 0.133 0.136 0.154 0.157 0.157
6.00 0.094 0.101 0.111 0.120 0.126 0.131 0.135 0.153 0.157 0.157
6.25 0.092 0.098 0.109 0.118 0.124 0.129 0.134 0.153 0.157 0.158
6.50 0.090 0.096 0.107 0.116 0.122 0.128 0.132 0.153 0.157 0.158
6.75 0.087 0.094 0.105 0.114 0.121 0.126 0.131 0.153 0.157 0.158
7.00 0.085 0.092 0.103 0.112 0.119 0.125 0.129 0.152 0.157 0.158
7.25 0.083 0.090 0.101 0.110 0.117 0.123 0.128 0.152 0.157 0.158
7.50 0.081 0.088 0.099 0.108 0.115 0.121 0.126 0.152 0.156 0.158
7.75 0.079 0.086 0.097 0.106 0.114 0.120 0.125 0.151 0.156 0.158
8.00 0.077 0.084 0.095 0.104 0.112 0.118 0.124 0.151 0.156 0.158
8.25 0.076 0.082 0.093 0.102 0.110 0.117 0.122 0.150 0.156 0.158
8.50 0.074 0.080 0.091 0.101 0.108 0.115 0.121 0.150 0.156 0.158
8.75 0.072 0.078 0.089 0.099 0.107 0.114 0.119 0.150 0.156 0.158
9.00 0.071 0.077 0.088 0.097 0.105 0.112 0.118 0.149 0.156 0.158
9.25 0.069 0.075 0.086 0.096 0.104 0.110 0.116 0.149 0.156 0.158
9.50 0.068 0.074 0.085 0.094 0.102 0.109 0.115 0.148 0.156 0.158
9.75 0.066 0.072 0.083 0.092 0.100 0.107 0.113 0.148 0.156 0.158
10.00 0.065 0.071 0.082 0.091 0.099 0.106 0.112 0.147 0.156 0.158
20.00 0.035 0.039 0.046 0.053 0.059 0.065 0.071 0.124 0.148 0.156
50.00 0.014 0.016 0.019 0.022 0.025 0.028 0.031 0.071 0.113 0.142
100.00 0.007 0.008 0.010 0.011 0.013 0.014 0.016 0.039 0.071 0.113
Tabla 17.5 Variación de If con Df /B, B/L y ms
B/L
s Df/B 0.2 0.5 1.0
0.3 0.2 0.95 0.93 0.90
0.4 0.90 0.86 0.81
0.6 0.85 0.80 0.74
1.0 0.78 0.71 0.65
0.4 0.2 0.97 0.96 0.93
0.4 0.93 0.89 0.85
0.6 0.89 0.84 0.78
1.0 0.82 0.75 0.69
0.5 0.2 0.99 0.98 0.96
0.4 0.95 0.93 0.89
0.6 0.92 0.87 0.82
1.0 0.85 0.79 0.72

El asentamiento elástico de una cimentación rígida puede ser estimado como
(17.10)
Se(rígida) 0.93Se(ﬂexible, centro)
Debido a la naturaleza no homogénea de los depósitos de suelo, la magnitud de Es puede
variar con la profundidad. Por esa razón, Bowles (1987) recomienda el uso de un valor medio
ponderado de Es en la ecuación (17.2), o
(17.11)
Es
g Es(i)¢z
z
donde
Es(i) módulo de elasticidad del suelo dentro de una profundidad z
z H o 5B, el que sea menor
Ejemplo 17.1
En la figura 17.3 se muestra una cimentación rígida poco profunda de 1 m 2 m. Calcule el
asentamiento elástico en el centro del asentamiento.
Roca
Figura 17.3

522
Solución
Dados B 1 m y L 2 m, se tiene que 5 m 5B
z . De la ecuación (17.11)
(10 000)(2) (8000)(1) (12 000)(2)
5
10 400 kN/m2
Es
g Es(i)¢z
z
Para el centro de la cimentación
n¿
H
a
B
2
b
5
a
1
2
b
10
m
L
B
2
1
2
a 4
De las tablas 17.3 y 17.4, F1 0.641 y F2 0.031. De la ecuación 17.3
0.641
2 0.3
1 0.3
(0.031) 0.716
Is F1
2 ms
1 ms
F2
Otra vez, s 0.3.
Df
B
1
1
1,
L
B
2, De la tabla 17.5, If 0.71. Por lo tanto,
(150)a4
1
2
b a
1 0.32
10 400
b(0.716)(0.71) 0.0133 m 13.3 mm
Se(ﬂexible) qo(aB )
1 m2
s
Es
Is If
Ya que la cimentación es rígida, de la ecuación (17.10)
Se(rígida) (0.93)(13.3) 12.4 mm
17.4 Rango de parámetros de los materiales para
el cálculo del asentamiento elástico
La sección 17.3 presenta la ecuación para calcular el asentamiento elástico de las cimentacio-
nes. La ecuación contiene los parámetros elásticos, como Es y ms. Si los resultados de las pruebas
de laboratorio para estos parámetros no están disponibles, tienen que hacerse algunas suposicio-
nes realistas. La tabla 17.6 da el intervalo aproximado de los parámetros elásticos para distintos
tipos de suelo.

17.5 Asentamiento de suelo arenoso: uso del factor de inﬂuencia de la deformación unitaria 523
17.5 Asentamiento de suelo arenoso: uso del factor
de inﬂuencia de la deformación unitaria
El asentamiento de los suelos granulares también puede ser evaluado por el uso de un factor de
influencia de la deformación unitaria semi-empírico propuesto por Schmertmann et al. (1978).
Según este método, la solución es
(17.12)
Se C1C2(q q) a
z2
0
Iz
Es
¢z
donde
Iz factor de influencia de la deformación unitaria
C1 factor de corrección para la profundidad de empotramiento de
la cimentación 1 0.5 [q/(q q)]
C2 factor de corrección para tener en cuenta la fluencia en el suelo
1 0.2 log (tiempo en años/0.1)
q esfuerzo a nivel de la cimentación
q gDf
La variación recomendada del factor de influencia de la deformación unitaria Iz para las
cimentaciones con (L/B 1) o circulares y las cimentaciones con L/B 10 se muestran en la
figura 17.4. Los diagramas de Iz para 1 L/B 10 se pueden interpolar.
Se debe considerar que el valor máximo de Iz [es decir, Iz(m)] se produce en z z1 y luego
se reduce a cero en z z2. El valor máximo de Iz puede ser calculado como
(17.13)
Iz(m) 0.5 0.1
B
q q
q¿
z (1)
donde
q¿z(1) esfuerzo efectivo a una profundidad de z1 antes de la construcción de la cimentación
Tabla 17.6 Parámetros elásticos para varios tipos de suelo
Módulo de
elasticidad, Es
0
4
.
0
–
0
2
.
0
5
2
–
0
1
Arena suelta
5
4
.
0
–
0
3
.
0
5
5
–
5
3
Arena densa
0
4
.
0
–
0
2
.
0
0
2
–
0
1
Arena limosa
0
2
–
4
Arcilla blanda
0
0
1
–
0
4
Arcilla dura
Tipo de suelo
Arena semi-densa 15–30 0.25–0.40
0.15–0.35
70–170
Arena y grava
0.20–0.50
Arcilla media 20–40
2
(MN/m )
Coeficiente de
Poisson, Ms

524
Las siguientes relaciones son sugeridas por Salgado (2008) para la interpolación de Iz en
z 0, z1/B y z2/B para cimentaciones rectangulares.
• Iz en z 0
(17.14)
Iz 0.1 0.0111a
L
B
1b 0.2
• Variación de z1/B para Iz(m)
(17.15)
z1
B
0.5 0.0555a
L
B
1b 1
• Variación de z2/B
(17.16)
z2
B
2 0.222a
L
B
1b 4
Schmertmann et al. (1978) sugirieron que
Es = 2.5qc (para cimentaciones cuadradas) (17.17)
y
Es = 3.5qc (para L/B 10) (17.18)
donde qc resistencia a la penetración de cono.
Parece razonable para escribir (Terzaghi et al., 1996)
(17.19)
Es(rectángulo) a1 0.4 log
L
B
bEs(cuadrado)
B
0.1
z
z
Df
q
q = gDf
z1 =0.5B
q'
z(1)
q'z(1)
Iz
z
Iz
z2 =2B
z1 =B
z2 =4B
L/B =1
L/B ≥10
Iz(m)
0.2
Iz(m)
Figura 17.4 Variación del factor de influencia de la deformación unitaria con la profundidad y L/B

El procedimiento para el cálculo del asentamiento elástico utilizando la ecuación (17.12)
se da aquí (figura 17.5).
Paso 1. Trazar la cimentación y la variación de Iz con la profundidad a escala (figura
17.5a).
Paso 2. Usar la correlación de resistencia a la penetración estándar (N60) o resistencia de
penetración de cono (qc), trazar la variación real de Es con la profundidad (figura
17.5b).
Paso 3. Aproximar la variación real de Es dentro de un número de capas de suelo que
tienen una constante de Es, como Es(1), Es(2), . . . , Es(i), . . . Es(n) (figura 17.5b).
Paso 4. Dividir la capa de suelo desde z 0 hasta z z2 en un número de capas por el
trazado de líneas horizontales. El número de capas depende de la interrupción de
la continuidad en los diagramas de Iz y Es.
Paso 5. Preparar una tabla (como la tabla 17.7) para obtener g
I z
Es
¢z.
Paso 6. Calcular C1 y C2.
Paso 7. Calcular Se a partir de la ecuación (17.12).
Iz(i)
Iz(1)
B
Df
z1
z2
z(1)
z(i)
z(n)
Iz(n)
Iz(3)
Iz(2)
Es(1)
Es
Paso4
Es(2)
Es(i)
z(2)
Es(n)
Paso1
Profundidad, z
(a) Profundidad, z
(b)
Paso2
Paso3
Figura 17.5 Procedimiento para el cálculo de Se usando el factor de influencia de la deformación unitaria

526
Ejemplo 17.2
Considere una cimentación rectangular de 2 m 4 m en el plano a una profundidad de 1.2 m
en un depósito de arena, como se muestra en la figura 17.6a. Se tiene: g 17.5 kN/m3;
q 145 kN/m2 y la siguiente variación aproximada de qc con z:
z (m) qc (kN/m2
)
0–0.5 2250
0.5–2.5 3430
2.5–5.0 2950
Estime el asentamiento elástico de la cimentación usando el método del factor de influencia
de la deformación unitaria.
Solución
z1 (0.56)(2) = 1.12 m
z1
B
0.5 0.0555a
L
B
1b 0.5 0.0555a
4
2
1b 0.56
z2 (2.22)(2) = 4.44 m
z2
B
2 0.222a
L
B
1b 2 0.222(2 1) 2.22
De la ecuación (17.14), con z 0,
Iz 0.1 0.0111a
L
B
1b 0.1 0.0111a
4
2
1b 0.11
Tabla 17.7 Cálculo de
Número
de capa
Iz a la mitad
de la capa
z Es
z(1)
z(2)
z(i)
z(n)
o
Iz(1)
Iz(2)
Iz(i)
Iz(n)
o
o
Es(1)
Es(2)
Es(i)
Es(n)
o
o
o
1
2
i
n
o
o
g
Iz
Es
¢z
Iz(n)
Es(n)
¢zn
o
Iz(i)
Es(i)
¢zi
Iz (1)
Es(1)
¢z1
Iz
Es
¢z
g
Iz
Es
¢z
¢

z (m)
L =4 m
z
1.2 m
q = 145 kN/m2
B =2 m
g = 17.5 kN/m3
Es (kN/m2
)
6300
kN/m2
9604
kN/m2
8260
kN/m2
z (m)
Iz
0.675
3
1
2
4
4.44
1.12
0.5
(c)
(b)
(a)
0.11
1.0
2.0
2.5
3.0
4.0
5.0
Figura 17.6
Iz(m) 0.5 0.1
B
q q
q¿
z (1)
0.5 0.1c
145 (1.2 17.5)
(1.2 1.12)(17.5)
d
0.5
0.675
La gráfica de Iz contra z se muestra en la figura 17.6c. Nuevamente, de la ecuación (17.19)
Es(rectángulo) a1 0.4log
L
B
bEs(cuadrado) c1 0.4log a
4
2
b d (2.5 qc) 2.8qc
Por lo tanto, la variación aproximada de Es con z queda de la siguiente manera
z (m) qc (kN/m2
) Es
(kN/m2
)
0–0.5 2250 6300
0.5–2.5 3430 9604
2.5–5.0 2950 8260
La gráfica de Es contra z se muestra en la figura 17.6b.
La capa de suelo se divide en cuatro, como se muestra en las figuras 17.6b y 17.6c.
Ahora, se puede preparar la tabla siguiente.
2
/kN)
Número
de capa z (m) Es (kN/m2
1 0.50 6300 0.236 1.87 10 5
2 0.62 9604 0.519 3.35 10 5
3 1.38 9604 0.535 7.68 I0 5
4 1.94 8260 0.197 4.62 10 5
17.52 10 5
Iz
Es
z
Iz a la mitad
de la capa
(m
)

528
C1 1 0.5a
q
q q
b 1 0.5a
21
145 21
b 0.915
Se C1C2(q q)©
Iz
Es
¢z
Suponiendo que el tiempo de fluencia es de 10 años, entonces
C2 1 0.2log a
10
0.1
b 1.4
Por lo tanto,
Se (0.915)(1.4)(145 21)(17.52 10 5
) 2783 10 5
m 27.83 mm
17.6 Carga admisible para zapatas continuas en arena
considerando el asentamiento
Meyerhof (1956) propuso una correlación de la presión de carga admisible neta para las fun-
daciones con la resistencia a la penetración estándar, N60. La presión admisible neta puede ser
definida como
qadm(neta) qadm Df (17.20)
Desde que Meyerhof propuso su correlación original, los investigadores han observa-
do que sus resultados son más bien conservadores. Más tarde, Meyerhof (1965) sugirió que
la presión de carga admisible neta se debe aumentar en aproximadamente un 50%. Bowles
(1977) propuso que la forma modificada de las ecuaciones de la presión de carga puede ex-
presarse como
(17.21)
y
(17.22)
qneta(kN/m2
)
N60
0.08
a
B 0.3
B
b
2
Fd a
Se
25
b (para B 1.22 m)
qneta(kN/m2
)
N60
0.05
Fd a
Se
25
b (para B 1.22 m)
donde
N60 resistencia a la penetración estándar de campo
Fd factor de profundidad 1 0.33 (Df /B) 1.33 (17.23)
Se asentamiento tolerable (mm)
B ancho (m)

17.7 Presión de carga admisible de una losa de cimentación en arena 529
Las relaciones empíricas que acabamos de presentar pueden plantear algunas preguntas.
Por ejemplo, ¿qué valor del número de penetración estándar se debe usar?, ¿cuál es el efecto del
nivel freático en la capacidad de carga admisible neta? El valor de diseño de N60 se debe determi-
nar teniendo en cuenta los valores de N60 para una profundidad de 2B a 3B, medida desde el fondo
de la cimentación. Muchos ingenieros también son de la opinión que el valor N60 se debe reducir
un poco si el nivel freático está cerca de la base. Sin embargo, el autor cree que esta reducción no
es necesaria porque la resistencia a la penetración refleja la ubicación del nivel freático.
17.7 Presión de carga admisible de una losa
de cimentación en arena
La ecuación (17.22) en la sección 17.6 para una zapata continua sobre arena también puede
ser utilizada para losas de cimentación. Sin embargo, para éstas, B es grande. Por lo tanto, la
ecuación (17.22) se puede aproximar como
(17.24)
16.63 N60 c
Se(mm)
25
d
N60
0.08
c1 0.33a
Df
B
b d c
Se(mm)
25
d
qneta(kN/m2
)
N60
0.08
Fd a
Se
25
b
Hay que observar que la ecuación inicial (17.22) fue formulada para un asentamiento de
25 mm con un asentamiento diferencial de alrededor de 19 mm. Sin embargo, los anchos de las
losas de cimentación son más grandes que las zapatas aisladas. La profundidad del esfuerzo signi-
ficativo aumenta dentro del suelo por debajo de una cimentación, dependiendo de la anchura
de ésta. Por lo tanto, para una losa de cimentación es probable que la profundidad de la zona de
influencia sea mucho más grande que la de una zapata continua. Por ello, los filones de suelo suel-
to bajo una losa se pueden distribuir de manera más uniforme, lo que resulta en un asentamiento
diferencial más pequeño. Así, la suposición habitual es que, para un asentamiento máximo de
50 mm de las losas, el asentamiento diferencial sería de 19 mm. Usando esta lógica y suponiendo
conservadoramente que Fd es igual a 1, la ecuación (17.25) puede aproximarse como
qadm(neta) qneta(kN/m2
) 25N60 (17.25)
Ejemplo 17.3
¿Cuál será la capacidad de carga admisible neta de una losa de cimentación con dimensiones
de 13 m 9 m construida sobre un depósito de arena? Aquí, Df 2 m, asentamiento permi-
tido 25 mm y número promedio de penetración N60 10.
Solución
10
0.08
c1
(0.33)(2)
9
d a
25
25
b 134 kN/m2
qadm(neta)
N60
0.08
c1 0.33a
Df
B
b d c
Se
25
d 16.63 N60 c
Se
25
d

530
17.8 Resumen
A continuación se presenta un resumen de los temas tratados en este capítulo.
1. El asentamiento elástico de cimentaciones en suelo de arcilla saturada, para el que el
coeficiente de Poisson es 0.5, se puede estimar mediante el uso de la ecuación (17.1).
2. Con base en la teoría de la elasticidad, el asentamiento elástico de una cimentación
perfectamente flexible se puede estimar mediante el uso de la ecuación (17.2). Para una
cimentación rígida
Se(rígido) 0.93Se(flexible, centro)
3. El factor de influencia de la deformación unitaria es una técnica semi-empírica para
estimar el asentamiento elástico de una cimentación que descansa sobre un suelo granular
(sección 17.5).
4. Los números de penetración estándar (N60) se pueden utilizar para estimar la presión de
carga admisible neta (para un nivel dado de asentamiento) de zapatas y losas de cimentación
(secciones 17.6 y 17.7).
Problemas
17.1 Una zona de carga flexible planificada (vea la figura 17.7) debe ser de 2 m 3.2 m
y llevar una carga uniformemente distribuida de 210 kN/m2. Estime el asentamiento
elástico debajo del centro de la zona de carga. Suponga que Df 1.6 m y H £.
Df
2 m × 3.2 m
Arena limosa
Es = 8500 kN/m2
ms = 0.3
210 kN/m2
Roca
H
Figura 17.7
17.2 Repita el problema 17.1 suponiendo que Df 1.2 m y H 4 m.
17.3 Considere una cimentación flexible que mide 1.52 m 3.05 m en un plano sobre una
arcilla saturada blanda (ms 0.5). La profundidad de la cimentación es de 1.22 m. Una
capa de roca se encuentra a 12.2 m por debajo del fondo de la cimentación. Se tiene:
qo 144 kN/m2, y para la arcilla, Es 12 938 kN/m2. Determine el asentamiento
elástico promedio de la cimentación. Utilice la ecuación (17.1).
17.4 La figura 17.2 muestra una cimentación de 3.05 m 1.91 m apoyada sobre un depósito
de arena. La carga neta por unidad de área a nivel de la cimentación, qo, es de 144 kN/m2.
Para la arena, ms 0.3, Es 22 080 kN/m2, Df 0.76 m y H 9.76 m. Suponga
que la cimentación es rígida y determine el asentamiento elástico que experimentaría.
Utilice las ecuaciones (17.2) y (17.10).

Problemas 531
17.5 Repita el problema 17.4 para una cimentación de tamaño 1.8 m 1.8 m y con
qo 190 kN/m2, Df 1.0 m, H 15 m, y las condiciones del suelo de ms 0.4,
Es 15 400 kN/m2 y g 17 kN/m3.
17.6 Resuelva el problema 17.4 con la ecuación (17.12). Para el factor de corrección, C2,
utilice un tiempo de 5 años para la fluencia, y para el peso unitario del suelo utilice
g 18.08 kN/m3.
17.7 En la figura 17.8 se muestra una cimentación continua sobre un depósito de una capa de
arena, junto con la variación del módulo de elasticidad del suelo (Es). Suponiendo que
g 18 kN/m3 y C2 durante 10 años, calcule el asentamiento elástico de la cimentación
utilizando el método del factor de influencia de la deformación unitaria.
Es 10 000
Es 12 000
Es 6000
Es(kN/m2
)
2
Arena
0
8
14
Profundidad (m)
1.5 m
2.5 m
q 195kN/m2
Figura 17.8
17.8 A continuación se muestran los resultados de pruebas de penetración estándar en un
depósito de suelo granular.
Número de penetración
estándar, N60
0
1
2
1
9
4
1
6
1
5
.
1
0
.
3
5
.
4
0
.
6
5
.
7
Profundidad (m)
¿Cuál será la capacidad de carga admisible neta de una cimentación planeada para ser
de 1.5 m 1.5 m? Sean Df 1 m y el asentamiento permisible 25 mm, utilizando
las relaciones que se presentan en la sección 17.6.
17.9 Se va a construir una cimentación cuadrada de poca profundidad para una columna.
Debe soportar una carga vertical neta de 1000 kN. El suelo de apoyo de la cimentación
es arena. Los números de penetración estándar (N60) obtenidos a partir de la
exploración de campo son los siguientes:

532
Profundidad (m) N60
2 4
4 7
6 12
8 12
10 16
12 13
14 12
16 14
18 18
El nivel freático se encuentra a una profundidad de 12 m. El peso unitario del suelo por encima
y por abajo de él es de 15.7 kN/m3 y 18.8 kN/m3, respectivamente. Suponiendo que la profun-
didad de la cimentación será de 1.5 m y el asentamiento tolerable es de 25 mm, determine el
tamaño de la cimentación.
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18.1 Introducción
Los pilotes son elementos estructurales de acero, concreto y madera. En contraste con las zapatas
continuas y losas de cimentación que son cimentaciones poco profundas (capítulos 16 y 17), los
pilotes de cimentación se consideran para cimentaciones profundas y más costosas. A pesar del
costo, el uso de pilotes es a menudo necesario para garantizar la seguridad estructural. En este
capítulo vamos a discutir:
• Diferentes tipos de pilotes y sus características estructurales
• Instalación de los pilotes
• Capacidad de carga de los pilotes
• Asentamiento elástico y consolidación de los pilotes
18.2 Necesidad de los pilotes de cimentación
Los pilotes de cimentación son necesarios en circunstancias especiales. Las siguientes son al-
gunas situaciones en las que los pilotes pueden ser considerados para la construcción de una
cimentación.
1. Cuando la(s) capa(s) superior(es) del suelo es (son) altamente compresible(s) y
demasiado débil(es) para soportar la carga transmitida por la superestructura, los pilotes
se utilizan para transmitir la carga al lecho de roca subyacente o una capa de suelo más
fuerte, como se muestra en la figura 18.1a. Cuando no se encuentra lecho de roca a una
profundidad razonable, los pilotes se utilizan para transmitir gradualmente la carga
estructural al suelo. La resistencia a la carga estructural aplicada se deriva principalmente
de la resistencia de fricción desarrollada en la interfase suelo-pilote (figura 18.1b).
2. Cuando se someten a fuerzas horizontales (véase la figura 18.1c), los pilotes resisten
flexionándose sin dejar de soportar la carga vertical transmitida por la superestructura.
Esta situación se encuentra generalmente en el diseño y construcción de estructuras
para la retención de tierra y cimentaciones de las estructuras altas que están sometidas a
fuertes vientos y/o fuerzas sísmicas.
C A P Í T U L O 18
Pilotes de cimentación
533

Capítulo 18: Pilotes de cimentación
534
3. En muchos casos los suelos en el sitio propuesto para una estructura pueden ser expansivos
y colapsables. Estos suelos pueden extenderse a una gran profundidad. Los suelos
expansivos se hinchan y se contraen a medida que aumenta y disminuye el contenido
de humedad, y la presión de abultamiento de estos suelos puede ser considerable. Si se
utilizan cimentaciones de poca profundidad, la estructura puede sufrir daños importantes.
Sin embargo, los pilotes de cimentación se pueden considerar como una alternativa cuando
se extienden más allá de la zona activa, que se hincha y se contrae (figura 18.1d). Los
suelos como el loess son colapsables. Cuando el contenido de humedad de estos suelos se
incrementa, sus estructuras pueden romperse. Una disminución repentina de la relación de
vacíos del suelo induce grandes asentamientos de estructuras soportadas por cimentaciones
superficiales. En tales casos, se pueden usar pilotes de cimentación, que se extienden dentro
de capas de suelo estables más allá de la zona de posible cambio de humedad.
4. Los cimientos de algunas estructuras, como las torres de transmisión, plataformas
marinas y las losas del sótano por debajo del nivel freático, se someten a fuerzas de
elevación. Los pilotes se utilizan a veces para que estas cimentaciones resistan la fuerza
de elevación (figura 18.1e).
5. Los contrafuertes de los puentes y muelles suelen ser construidos sobre pilotes para evitar
la posible pérdida de la capacidad de carga que una cimentación poco profunda podría
sufrir a causa de la erosión del suelo en la superficie del terreno (figura 18.1f).
Figura 18.1 Condiciones para el uso de pilotes de cimentación
Roca
Zona de
erosión
Suelo
expansivo
Suelo
estable

A pesar de que se han llevado a cabo numerosas investigaciones, tanto teóricas como ex-
perimentales, para predecir el comportamiento y la capacidad de carga de los pilotes en suelos
granulares y cohesivos, los mecanismos no están aún del todo entendidos y nunca podrán ser
claros. El diseño de los pilotes de cimentación puede ser considerado algo así como un “arte”,
debido a las incertidumbres involucradas en el trabajo con algunas condiciones del subsuelo.
18.3 Tipos de pilotes y sus características estructurales
En trabajos de construcción se utilizan diferentes tipos de pilotes dependiendo del tipo de carga
soportada, las condiciones del subsuelo y el nivel freático. Los pilotes se pueden dividir en las
siguientes categorías: (a) pilotes de acero, (b) pilotes de concreto, (c) pilotes de madera (made-
ra) y (d) pilotes compuestos.
Pilotes de acero
Los pilotes de acero por lo general son pilotes o tubos de acero laminado de sección H. Los tubos
se pueden clavar en el suelo con sus extremos abiertos o cerrados. También se pueden usar como
pilotes vigas de acero de ala ancha y de sección en I; sin embargo, los pilotes de sección H suelen
preferirse debido a que sus espesores del alma y el ala son iguales. En las vigas de ala ancha y de
sección I, los espesores del alma son más pequeños que los grosores del ala. La tabla 18.1 indica
las dimensiones de algunos pilotes de acero de sección H estándar que se utilizan en Estados Uni-
dos. La tabla 18.2 muestra una selección de secciones de tubería que se utilizan con frecuencia
como pilotes. En muchos casos los tubos se llenan con concreto después de que se clavan.
Cuando es necesario los pilotes de acero son empalmados por soldadura o por remacha-
do. La figura 18.2a muestra un empalme por soldadura típica para un pilote H. Un empalme por
soldadura típica para un tubo se muestra en la figura 18.2b. La figura 18.2c muestra un diagrama
de corte y empalme de un pilote H por medio de remaches o pernos.
Cuando se espera que las condiciones de excavación sean difíciles, tales como excavar
a través de grava densa, pizarra y roca blanda, los pilotes de acero pueden ser equipados con
puntas de excavación o zapatas. Las figuras 18.2d y e son diagramas de dos tipos de zapata
utilizados para los pilotes de tubería.
A continuación algunos datos generales sobre los pilotes de acero.
Longitud habitual: 15 m-60 m
Carga habitual: 300 kN-1200 kN
Ventajas: a. Fáciles de manejar con respecto al punto de corte y la extensión a la
longitud deseada
b. Pueden soportar altos esfuerzos de excavación
c. Pueden penetrar capas duras, como grava densa, roca blanda
d. Alta capacidad de carga
Desventajas: a. Material relativamente costoso
b. Alto nivel de ruido durante el clavado de pilotes
c. Sujetos a la corrosión
d. Los pilotes H se pueden dañar o desviar de la vertical durante la
excavación a través de capas duras o más allá de grandes obstrucciones
Pilotes de concreto
Los pilotes de concreto se pueden dividir en dos tipos básicos: pilotes prefabricados y pilotes fabri-
cados in situ. Los pilotes prefabricados se pueden preparar utilizando el refuerzo ordinario y pueden

536
ser cuadrados u octagonales en su sección transversal (figura 18.3). El refuerzo se proporciona para
permitir al pilote resistir el momento de flexión desarrollado durante la recolección y el transporte,
la carga vertical y el momento de flexión provocado por la carga de flexión lateral. Los pilotes se
moldean a las longitudes deseadas y se curan antes de ser transportados a los lugares de trabajo.
Los pilotes prefabricados también pueden ser pretensados mediante el uso de cables de ace-
ro de alta resistencia pretensados. La resistencia máxima de estos cables de acero es de aproxi-
madamente 1800 MN/m2. Durante el moldeado de los pilotes los cables están pretensados de
900 hasta 1300 MN/m2 y se vierte concreto alrededor de ellos. Después del curado los cables
se cortan, produciendo de este modo una fuerza de compresión sobre la sección del pilote. La
tabla 18.3 ofrece información adicional sobre pilotes de concreto pretensado con secciones
transversales cuadradas y octagonales.
Tabla 18.1 Secciones típicas de los pilotes H utilizados en Estados Unidos
Espesor de
ala y alma,
Momento de inercia
tamaño (mm)
peso (kN/m)
w
(m4
10 6
)
d1
2
10 3
) (mm) (mm) Ixx Iyy
HP 200 0.52 204 6.84 11.3 207 49.4 16.8
HP 250 0.834 254 10.8 14.4 260 123 42
0.608 246 8.0 10.6 256 87.5 24
HP 310 1.226 312 15.9 17.5 312 271 89
1.079 308 14.1 15.5 310 237 77.5
0.912 303 11.9 13.1 308 197 63.7
0.775 299 10.0 11.1 306 164 62.9
HP 330 1.462 334 19.0 19.5 335 370 123
1.264 329 16.5 16.9 333 314 104
1.069 324 13.9 14.5 330 263 86
0.873 319 11.3 11.7 328 210 69
HP 360 1.707 361 22.2 20.5 378 508 184
1.491 356 19.4 17.9 376 437 158
1.295 351 16.8 15.6 373 374 136
1.060 346 13.8 12.8 371 303 109
Denominación, Área de
sección
Ancho
de ala
Profundidad,
(m
(mm)

Los detalles generales de los pilotes de concreto prefabricados son los siguientes:
Ventajas: a. Pueden ser sometidos a excavaciones difíciles
b. Resistentes a la corrosión
c. Se pueden combinar fácilmente con la superestructura de concreto
Desventajas: a. Difíciles de lograr el corte adecuado
b. Difíciles de transportar
Los detalles generales acerca de los pilotes prefabricados pretensados son los siguientes:
Extensión máxima: 60 m
Carga máxima: 7500 kN-8500 kN
Las ventajas y desventajas son las mismas que en el caso de los pilotes prefabricados.
Los pilotes fabricados in-situ o colados en el lugar se construyen haciendo un agujero en
el suelo que luego se llena con concreto. Actualmente en la construcción se utilizan varios tipos
de pilotes de concreto fabricados en el lugar, y la mayoría de ellos han sido patentados por sus
fabricantes. Estos pilotes se pueden dividir en dos grandes categorías: entubados y sin entubar.
Ambos tipos pueden tener un pedestal en la parte inferior.
Los pilotes entubados son hechos mediante la inserción de un revestimiento de acero en
el suelo con la ayuda de un mandril colocado dentro de la carcasa. Cuando el pilote alcanza
la profundidad adecuada se retira el mandril y la carcasa se rellena con concreto. Las figuras
18.4a, b, c y d muestran algunos ejemplos de pilotes entubados sin un pedestal. La figura 18.4e
muestra un pilote revestido con un pedestal. El pedestal es un bulbo de concreto expandido que
se forma al dejar caer un martillo sobre él cuando está fresco.
Tabla 18.2 Secciones de tubos seleccionados como pilotes
(mm) (mm) (cm2
) (mm) (mm) (cm2
)
219 3.17 21.5
4.78 32.1
5.56 37.3
7.92 52.7
254 4.78 37.5
5.56 43.6
6.35 49.4
305 4.78 44.9
5.56 52.3
6.35 59.7
406 4.78 60.3
5.56 70.1
6.35 79.8
457 5.56 80
6.35 90
7.92 112
508 5.56 88
6.35 100
7.92 125
610 6.35 121
7.92 150
9.53 179
12.70 238
Diámetro
exterior
Diámetro
exterior
Espesor
de pared
Superficie
de acero
Espesor
de pared
Superficie
de acero

538
Figura 18.2 Pilotes de acero: (a) de empalme de un pilote H mediante soldadura; (b) corte y empalme
de un pilote de tubos por soldadura; (c) de empalme de un pilote H por medio de remaches o pernos;
(d) punta plana de excavación del pilote de tubos; (e) punta cónica de excavación del pilote de tubos
Figura 18.3 Pilotes prefabricados con refuerzo ordinario
Soldadura
Soldadura
Soldadura
Soldadura
Pilote cuadrado Pilote octagonal

Los detalles generales de los pilotes entubados colados en el lugar son los siguientes:
Extensión máxima: 30 m-40 m
Carga máxima
aproximada: 800 kN
Ventajas: a. Relativamente baratos
b. Posibilidad de inspección antes de verter el concreto
c. Fáciles de ampliar
Desventajas: a. Difícil para empalmar después de vaciado
b. Carcasas delgadas pueden sufrir daños durante la excavación
Carga admisible: Qadm As fs Ac fc (18.1)
Tabla 18.3 Pilotes de concreto pretensados típicos
Diseño de la capacidad
de carga (kN)
Área de la
sección
transversal
Número de hilos
Fuerza
mínima de
pretensado
Forma del
pilote*
D
(MN/m2
)
(mm) (cm2
) (mm) diámetro 3
10 3
) 34.5 41.4
S 254 645 1016 4 4 312 2.737 556 778
O 254 536 838 4 4 258 1.786 462 555
S 305 929 1219 5 6 449 4.719 801 962
O 305 768 1016 4 5 369 3.097 662 795
S 356 1265 1422 6 8 610 7.489 1091 1310
O 356 1045 1168 5 7 503 4.916 901 1082
S 406 1652 1626 8 11 796 11.192 1425 1710
O 406 1368 1346 7 9 658 7.341 1180 1416
S 457 2090 1829 10 13 1010 15.928 1803 2163
O 457 1729 1524 8 11 836 10.455 1491 1790
S 508 2581 2032 12 16 1245 21.844 2226 2672
O 508 2136 1677 10 14 1032 14.355 1842 2239
S 559 3123 2235 15 20 1508 29.087 2694 3232
O 559 2587 1854 12 16 1250 19.107 2231 2678
S 610 3658 2438 18 23 1793 37.756 3155 3786
O 610 3078 2032 15 19 1486 34.794 2655 3186
*S sección cuadrada; O sección octagonal
Perímetro
diámetro
Módulo de
sección
Resistencia del concreto
12.7
mm
11.1
mm
(kN) (m
Espiral de
alambre
Espiral de
alambre
Hilo pretensado
Hilo pretensado

540
donde
As área de la sección transversal del acero
Ac área de la sección transversal del concreto
fs esfuerzo admisible del acero
fc esfuerzo admisible del concreto
Las figuras 18.4f y 18.4g son dos tipos de pilote sin entubar, uno sin y el otro con pedes-
tal. Los pilotes sin entubar se hacen primero insertando la carcasa a la profundidad deseada y
luego el llenado con concreto fresco. Después la carcasa se retira gradualmente.
A continuación se presentan algunos detalles generales de los pilotes de concreto sin
entubar colados en el lugar:
Extensión máxima: 30 m-40 m
Carga máxima
aproximada: 700 kN
Ventajas: a. Inicialmente económicos
b. Se pueden acabar en cualquier elevación
Figura 18.4 Pilotes de concreto colados en el lugar
Pilote Franki con
pedestal sin entubar
Longitud máxima
habitual: 30 m-40 m
(f) (g)
(e)
(d)
(a) (b) (c)
Pilote Raymond
de paso cónico
Carcasa cilíndrica
de acanalado fino
Longitud máxima
habitual: 30 m
Monotubo o pilote
de metal unido
Carcasa de
excavación delgada,
estriada de acero
afilado sin mandril
Longitud máxima
habitual: 40 m
Pilote Western entubado
Carcasa delgada de metal
Longitud máxima
habitual: 30 m-40 m
Pilote sin costuras
o pilote Armco
Cubierta de lámina
delgada
Longitud máxima
habitual: 30 m-40 m
Pilote Franki
entubado con pedestal
Pilote de acero de
carcasa recta
Longitud máxima
habitual: 30 m-40 m
Pilote Western
sin pedestal sin
entubar
Longitud máxima
habitual: 15 m-20 m

Desventajas: a. Se pueden crear huecos si el concreto se coloca rápidamente.
b. Difíciles para empalmar después del vaciado.
c. En suelos blandos, los lados del agujero pueden ceder,
comprimiendo de este modo el concreto.
Carga admisible: Qadm Acfc (18.2)
donde
Ac área de la sección transversal del concreto
fc esfuerzo admisible del concreto
Pilotes de madera
Los pilotes de madera son troncos de árboles a los que sus ramas y la corteza les han sido cui-
dadosamente cortados. La longitud máxima de la mayoría de los pilotes de madera es de 10 a
20 m. Para calificar y ser utilizada como un pilote, la madera debe estar recta, sana y sin ningún
defecto. El Manual de prácticas núm. 17 de la American Society of Civil Engineers (1959),
divide los pilotes de madera en tres clasificaciones:
1. Pilotes de clase A: soportan cargas pesadas. El diámetro mínimo a tope debe ser de 356 mm.
2. Pilotes de clase B: se utilizan para soportar cargas medias. El diámetro mínimo a tope
debe ser de 305 a 330 mm.
3. Pilotes de clase C: se utilizan en las obras de construcción temporales. Se pueden utilizar
de forma permanente para estructuras cuando todo el pilote está por debajo del nivel
freático. El diámetro mínimo a tope debe ser de 305 mm.
En cualquier caso, una punta del pilote debe tener un diámetro no inferior a 150 mm.
Los pilotes de madera no pueden soportar mucho esfuerzo de excavación; por lo tanto,
la capacidad del pilote se limita generalmente a alrededor de 220 a 270 kN. Se pueden utilizar
zapatas de acero para evitar daños en la punta del pilote (parte inferior). La parte superior de
los pilotes de madera también puede ser dañada durante la operación de excavación. Para evitar
daños en la parte superior puede utilizarse una banda metálica o capuchón. El aplastamiento de
las fibras de madera provocado por el impacto del martillo se conoce como barrido.
Debe evitarse el empalme de los pilotes de madera, sobre todo cuando se espera que so-
porten carga de tensión o carga lateral. Sin embargo, si el empalme es necesario, puede hacerse
mediante el uso de tuberías de protección (figura 18.5a) o correas de metal y pernos (figura
18.5b). La longitud de la cubierta de tubería debe ser al menos cinco veces el diámetro del
pilote. Los extremos que empalman deben cortarse cuadrados para que se pueda mantener el
contacto completo. Las porciones empalmadas deben recortarse cuidadosamente para que se
ajusten apretadamente en el interior de la cubierta de tubería. En el caso de las correas y torni-
llos metálicos, los extremos empalmados también deben cortarse en ángulo recto. Además, los
lados de la porción empalmada deben recortarse planos para colocarles las correas.
Los pilotes de madera pueden mantenerse en buen estado de forma indefinida si están ro-
deados de suelo saturado. Sin embargo, en un ambiente marino los pilotes de madera están sujetos
al ataque de diversos organismos y se pueden dañar de manera importante en unos cuantos meses.
Cuando se encuentran por encima del nivel freático, los pilotes están sujetos al ataque de insectos. La
vida de los pilotes puede aumentarse mediante el tratamiento con conservadores, como la creosota.
La longitud habitual de los pilotes de madera es de 5 m a 15 m. La longitud máxima es
de unos 30 m hasta 40 m. La carga soportada habitualmente mediante pilotes de madera es de
300 kN a 500 kN.
Pilotes compuestos
Las porciones superior e inferior de los pilotes compuestos están hechas de diferentes mate-
riales. Por ejemplo, pueden hacerse de acero y concreto o madera y concreto. Los pilotes de

542
acero y de concreto consisten en una parte inferior de acero y una parte superior de concreto
colado en el lugar. Este tipo de pilote se utiliza cuando la longitud necesaria del pilote para el
soporte adecuado excede la capacidad de los pilotes de concreto simples colados en el lugar.
Los pilotes de madera y concreto generalmente consisten de una porción inferior del pilote de
madera debajo del nivel freático permanente y una parte superior de concreto. En cualquier
caso, la formación de juntas adecuadas entre dos materiales diferentes es difícil, por esa razón
los pilotes compuestos no se utilizan ampliamente.
18.4 Estimación de la longitud de un pilote
Seleccionar el tipo de pilote que se utilizará y la estimación de su longitud necesaria son tareas
bastante difíciles que requieren de buen juicio. Además de las clasificaciones dadas en la sec-
ción 18.3, los pilotes se pueden dividir en dos grandes categorías, en función de sus longitudes y
los mecanismos de transferencia de carga al suelo: (a) pilotes de punta y (b) pilotes de fricción.
Pilotes de punta
Si los registros de perforación del suelo establecen la presencia de roca madre o material firme
como una roca, en un sitio dentro de una profundidad razonable, los pilotes se pueden extender
a la superficie de la roca (figura 18.6a). En este caso la capacidad última de los pilotes depende
por completo de la capacidad de soporte de carga del material subyacente, por lo que los pilotes
se denominan pilotes de punta. En la mayoría de estos casos la longitud necesaria del pilote
puede ser bastante bien establecida.
Si en lugar de roca madre se encuentra un estrato bastante compacto y con problemas de
suelo a una profundidad razonable, los pilotes pueden extenderse unos metros en el estrato duro
Camisa
metálica
Corte cuadrado
de los extremos
Corte cuadrado
de los extremos
Camisa
metálica
Camisa
metálica
Figura 18.5 Empalme de pilotes de madera: (a) uso de cubiertas de tubos, (b) uso de correas y tornillos
metálicos

18.4 Estimación de la longitud de un pilote 543
(figura 18.6b). Pilotes con pedestales pueden ser construidos en la cama del estrato duro y la
carga última del pilote se puede expresar como
Qu Qp Qs (18.3)
donde
Qp carga soportada por el pilote de punta
Qs carga soportada por la superficie de fricción desarrollada en el lado del pilote
(provocada por la resistencia al corte entre el suelo y el pilote)
Si Qs es muy pequeña, entonces
Qu Qp (18.4)
En este caso la longitud requerida del pilote puede ser estimada con precisión si los registros
adecuados de exploración del subsuelo están disponibles.
Pilotes de fricción
Cuando hay una capa de roca o material pétreo está presente a una profundidad razonable en
un sitio, los pilotes de punta llegan a ser muy largos y poco económicos. Para este tipo de con-
diciones de subsuelo, los pilotes son clavados a través del material más blando a profundidades
determinadas (figura 18.6c). La carga última de estos pilotes se puede expresar por la ecuación
(18.3). Sin embargo, si el valor de Qp es relativamente pequeño,
Qu Qs (18.5)
Estos pilotes se denominan pilotes de fricción, porque la mayoría de la resistencia se deriva de la
fricción de la superficie. Sin embargo, el término pilote de fricción, aunque se utiliza a menudo
en la literatura, es un nombre inapropiado en suelos arcillosos; la resistencia a la carga aplicada
también es causada por la adhesión.
La longitud de los pilotes de fricción depende de la resistencia del suelo al corte, la carga apli-
cada y el tamaño del pilote. Para determinar las longitudes necesarias de éstos, un ingeniero necesita
Suelo
débil
Suelo
débil
Capa de
suelo
firme
Suelo
débil
profundidad de penetración
en el estrato de punta
Roca
Figura 18.6 (a) y (b) Pilotes de punta; (c) pilotes de fricción

544
una buena comprensión de la interacción suelo-pilote, el buen juicio y la experiencia. Los procedi-
mientos teóricos para calcular la capacidad de carga de los pilotes se presentan en la sección 18.6.
18.5 Instalación de pilotes
La mayoría de los pilotes son clavados en el suelo por los martillos o martinetes. En circunstancias
especiales, los pilotes también se pueden insertar por inyección o barrenado parcial. Los tipos de
martillo utilizados para la colocación de pilotes incluyen (a) martillo de gravedad, (b) de efecto
simple o martillo de vapor, (c) de doble efecto o diferencial o martillo de vapor y (d) martillo die-
sel. La figura 18.7 muestra una operación de clavado de pilotes en el terreno. En la operación de
clavado se añade una tapa a la parte superior del pilote. Puede utilizarse un amortiguador entre el
pilote y la tapa. Éste tiene el efecto de reducir la fuerza de impacto y prolongarla por más tiempo,
sin embargo, su uso es opcional. Se coloca un amortiguador de martillo en la tapa y se deja caer
el martillo sobre el amortiguador. La figura 18.8 muestra un martinete vibratorio. La tabla 18.4
muestra algunos ejemplos de martillos de percusión disponibles en el comercio.
Al clavar el pilote, cuando éste tiene que penetrar en una capa delgada de suelo duro
(como arena y grava) que recubre una capa de suelo más blando, en ocasiones se utiliza una
técnica llamada inyección. En ésta el agua se descarga en el pilote de punta por medio de tubos
de 50 a 75 mm de diámetro para lavar y aflojar la arena y la grava.
De acuerdo con la naturaleza de su colocación, los pilotes se pueden dividir en dos cate-
gorías: pilotes de desplazamiento y pilotes sin desplazamiento. Los pilotes clavados son pilotes
de desplazamiento porque mueven lateralmente un poco de tierra, por lo que hay una tendencia
para la densificación de suelo que los rodea. Los pilotes de concreto y los pilotes de tubos ce-
rrados son pilotes de alto desplazamiento. Sin embargo, los pilotes H de acero desplazan menos
tierra lateralmente durante su colocación, por lo que son pilotes de bajo desplazamiento. En
contraste, los pilotes perforados son pilotes sin desplazamiento, porque su colocación cambia
muy poco el estado de esfuerzo en el suelo.
Figura 18.7 Operación de clavado de pilotes en campo (Cortesía de N. Sivakugan, James Cook
University, Australia)

Figura 18.8 Martinete vibratorio (© Vincent Lowe, Alamy)
Tabla 18.4 Ejemplos de martillos de percusión disponibles en el comercio
Energía nominal
Núm. de
modelo
Fabricante †
0
6
3
.
1
8
0
2
-
S
M
3
5
3
.
5
3
8
-
S
M
0
6
0
.
2
2
5
-
S
M
4
4
1
.
7
7
O
/
5
R
0
5
1
.
4
4
O
/
2
R
V
7
1
1
0
.
6
2
C
5
6
V
5
0
1
–
5
9
1
.
6
6
C
0
5
1
R
V 4N100 Diesel 58.8 50–60 23.5
0
6
–
0
5
4
.
3
3
0
0
1
N
I
V
8
4
4
.
3
4
0
4
E
D
M
8
4
4
.
0
3
0
3
E
D
M
Tipo de
martillo
177.9
89.0
35.6
22.2
77.8
44.5
100
153.9
De efecto simple
400C
V
89.0
98
68.1
De doble efecto
o
diferencial
200C
140 48.8 103 62.3
80C 33.1 111 35.6
(kN-m) Golpes/min
Peso del ariete
(kN)
V
V
28.9
66.7
13.3
17.8
12.5
†V: Vulcan Iron Works, Florida
M: McKiernan-Terry, Nueva Jersey
R: Raymond International, Inc., Texas

546
18.6 Mecanismo de transferencia de carga
El mecanismo de transferencia de carga de un pilote al suelo es complicado. Para entenderlo,
consideremos un pilote de longitud L, como se muestra en la figura 18.9a. La carga en el pilote
se incrementa gradualmente de 0 a Q(z 0) en la superficie del suelo. Parte de esta carga será re-
sistida por la fricción lateral desarrollada a lo largo del eje, Q1, y parte por el suelo por debajo de
Figura 18.9 Mecanismo de transferencia de carga para pilotes
Resistencia
unitaria a la
fricción
Zona Zona
Zona
Punta
del
pilote

18.7 Ecuaciones para la estimación de la capacidad del pilote 547
la punta del pilote, Q2. Ahora, ¿cómo son Q1 y Q2 en relación con la carga total? Si se realizan
mediciones para obtener la carga soportada por el eje del pilote, Q(z), a cualquier profundidad z
la naturaleza de la variación será como la curva 1 de la figura 18.9b. La resistencia a la fricción
por unidad de área, f(z), a cualquier profundidad z se puede determinar como
(18.6)
f(z)
¢Q(z)
(p)(¢z)
donde p perímetro de la sección transversal del pilote. La figura 18.9c muestra la variación
de f(z) con la profundidad.
Si la carga Q en la superficie del suelo se incrementa gradualmente, la máxima resistencia
de fricción a lo largo del eje del pilote estará completamente movilizada cuando el desplazamiento
relativo entre el suelo y el pilote sea aproximadamente de 5 a 10 mm, independientemente del
tamaño y la longitud L del pilote. Sin embargo, la máxima resistencia puntual Q2 Qp no se
moviliza hasta que la punta del pilote se ha movido de 10% a 25% de la anchura (o diámetro) del
pilote. El límite inferior se aplica a los pilotes clavados y el límite superior a los pilotes perforados.
Con carga máxima (figura 18.9d y la curva 2 en la figura 18.9b), Q(z 0) Qu. Por lo tanto,
Q1 Qs
y
Q2 Qp
La explicación anterior indica que Qs (o la unidad de fricción de la superficie, f, a lo largo del eje
del pilote) se desarrolla en un desplazamiento del pilote mucho más pequeño en comparación
con la resistencia puntual, Qp.
Con carga máxima, la superficie de falla en el suelo en la punta del pilote (insuficiencia de
la capacidad de carga causada por Qp) es como la que se muestra en la figura 18.8e. Observe que
las cimentaciones con pilotes son cimentaciones profundas y que el suelo falla en su mayoría
en un modo de perforación, como se ilustró en las figuras 16.1c y 16.2. Es decir, en la punta del
pilote se desarrolla una zona triangular, I, que es empujada hacia abajo sin producir ninguna
otra superficie de deslizamiento visible. En arenas densas y suelos arcillosos rígidos, puede de-
sarrollarse parcialmente una zona de corte radial, II. Por lo tanto, las curvas de desplazamiento
de carga de los pilotes se parecerán a las que se muestran en la figura 16.1c.
18.7 Ecuaciones para la estimación de
la capacidad del pilote
La capacidad última de carga de un pilote, Qu, está dada por una ecuación simple, como la carga
soportada en la punta del pilote más la resistencia a la fricción total (fricción superficial) de la
derivada de la interfase suelo-pilote (figura 18.10), o
Qu Qp Qs (18.7)
donde
Qp capacidad de carga de la punta del pilote
Qs resistencia a la fricción
Numerosos estudios publicados cubren la determinación de los valores de Qp y Qs. Excelentes
críticas a muchas de estas investigaciones han sido proporcionadas por Vesic (1977), Meyerhof

548
(1976) y Coyle y Castello (1981). Estos estudios proporcionan información sobre el problema
de la determinación de la capacidad última del pilote.
Capacidad de soporte de carga de la punta del pilote, Qp
La capacidad última de carga de las cimentaciones poco profundas o superficiales se discutió
en el capítulo 16. La ecuación general de capacidad de soporte para cimentaciones superficiales
fue dada en el capítulo 16 (para carga vertical) como
qu c NcFcsFcd qNqFqsFqd
1
2
gBNgFgsFgd
Por lo tanto, en general, la capacidad última de carga puede expresarse como
(18.8)
qu c¿N*
c qN*
q gBN*
g
donde N*
c, N*
q y N*
g son los factores de capacidad de carga que incluyen la forma necesaria y los
factores de profundidad.
Las cimentaciones con pilotes son profundas. Sin embargo, la resistencia última por uni-
dad de superficie desarrollada en la punta del pilote, qp, puede ser expresada por una ecuación
similar en forma a la ecuación 18.8, aunque los valores de N*
c, N*
q y N*
g van a cambiar. La nota-
ción utilizada en este capítulo para el ancho del pilote es D. Por lo tanto, sustituyendo D por B
en la ecuación (18.8) da
(18.9)
qu qp c N*
c qN*
q gDN*
g
Debido a que el ancho, D, de un pilote es relativamente pequeño, el término puede ser elimina-
do del lado derecho de la ecuación anterior sin introducir un error grave o
(18.10)
qp c N*
c q N*
q
Figura 18.10 Capacidad última de carga de un pilote
L = longitud de empotramiento
Lb
= longitud de empotramiento en el
estrato de carga

18.8 Método de Meyerhof para el cálculo de qp 549
Se debe observar que el término q ha sido sustituido por q¿ en la ecuación (18.10) para indicar
esfuerzo efectivo vertical. Por lo tanto, la capacidad de carga de la punta del pilote es
(18.11)
Qp Apqp Ap(c N*
c q N*
q )
donde
Ap zona de la punta del pilote
c¿ cohesión del suelo apoyando la punta del pilote
qp resistencia al punto de unidad
q¿ tensión vertical eficaz a nivel de la punta del pilote
N*
c, N*
q factores de capacidad de carga
Existen varios métodos para calcular la magnitud de qp. En este texto se utilizará el mé-
todo sugerido por Meyerhof (1976).
18.8 Método de Meyerhof para el cálculo de qp
En arena, la cohesión c¿ es igual a cero. Por lo tanto, la ecuación (18.11) toma la forma
(18.12)
Qp Apqp Apq N*
q
En la figura 18.11 se muestra la variación de N*
q con el ángulo de fricción con el suelo, f¿.
Meyerhof señaló que la capacidad de carga puntual, qp, de un pilote en arena generalmente au-
menta con la profundidad de empotramiento en el estrato de soporte y alcanza un valor máximo
en una relación de empotramiento de Lb/D (Lb/D)cr. Se debe tener en cuenta que en un suelo
homogéneo, Lb es igual a la longitud de empotramiento real del pilote, L (véase figura 18.10). Sin
embargo, en la figura 18.6b, donde un pilote ha penetrado en un estrato de soporte, Lb L. Más
allá de la relación de empotramiento crítico, (Lb/D)cr, el valor de qp permanece constante (qp ql).
Es decir, como se muestra en la figura 18.12 para el caso de un suelo homogéneo, L Lb. Por
lo tanto, qp no debe exceder el valor límite, o Apql, por ello
(18.13)
Qp Apq N*
q Apql
La resistencia del punto límite es
(18.14)
ql (kN/m2
) 50N*
q tan f
dónde f¿ ángulo de fricción del suelo efectiva en el estrato de soporte.
Basado en observaciones de campo, Meyerhof (1976) también sugiere que la resistencia
última puntual, qp, en un suelo granular homogéneo (L Lb) puede obtenerse a partir de los
números de penetración estándar como
(18.15)
qp (kN/m2
) 40N60
L
D
400N60

550
Figura 18.11 Factor de capacidad de carga de Meyerhof, N*
q
Figura 18.12 Variación de la resistencia unitaria de la punta en arena homogénea
Ángulo de fricción del suelo. f¿ (grados)
Resistencia unitaria
de la punta,

donde N60 número de penetración estándar promedio cerca de la punta del pilote (alrededor
de 10D arriba y 4D abajo de la punta).
Para pilotes en arcillas saturadas en condiciones sin drenaje (f 0),
(18.16)
Qp N*
c cuAp 9cuAp
donde cu cohesión no drenada del suelo debajo de la punta del pilote.
18.9 Resistencia a la fricción, Qs
La resistencia a la fricción o resistencia superficial de un pilote puede escribirse como
(18.17)
Qs ap ¢Lf
donde
p perímetro de la sección del pilote
L longitud incremental del pilote sobre el que p y f son tomados como constantes
(figura 18.13a)
f resistencia unitaria a la fricción a cualquier profundidad z
Resistencia a la fricción en arena
La resistencia unitaria a la fricción a cualquier profundidad para un pilote es
(18.18)
f Ksœ
o tan d
Figura 18.13 Resistencia unitaria a la fricción para pilotes en arena
Resistencia
unitaria a
la fricción,
f
Profundidad

552
donde
K coeficiente de presión de tierra
s¿
o esfuerzo efectivo vertical a la profundidad bajo consideración
d¿ ángulo de fricción del pilote
En realidad, la magnitud de K varía con la profundidad. Es aproximadamente igual al
coeficiente de presión pasiva de tierra de Rankine, Kp, en la parte superior del pilote y puede
ser menor que el coeficiente de reposo-presión de la tierra, Ko, en la punta del pilote. También
depende de la naturaleza de la instalación de éste. En base a los resultados disponibles en la ac-
tualidad, se recomiendan los siguientes valores medios de K para el uso en la ecuación (18.18):
Tipo de pilote K
Perforado o inyección Ko 1 sen
Pilotaje de bajo desplazamiento Ko 1 sen a 1.4 Ko 1.4(1 sen )
Pilotaje de alto desplazamiento Ko 1 sen a 1.8 Ko 1.8(1 sen )
El esfuerzo efectivo vertical, s¿o, para usar en la ecuación (18.18) aumenta con la profun-
didad del pilote hasta un límite máximo a una profundidad de 15 a 20 diámetros y se mantiene
constante a partir de entonces, como se muestra en la figura 18.13b. Esta profundidad crítica,
L¿, depende de varios factores, como el ángulo de fricción del suelo y la compresibilidad y la
densidad relativa. Una estimación conservadora es asumir que
L 15D (18.19)
Los valores de d¿ de diversas investigaciones parecen estar en el intervalo de 0.5f¿ a
0.8f¿. Así deben ser utilizados en la elección del valor de d¿.
Meyerhof (1976) también indicó que la resistencia unitaria promedio a la fricción, fprom,
para pilotes clavados con alto desplazamiento se puede obtener a partir de los valores de resis-
tencia a la penetración estándar promedio como
(18.20)
fprom(kN/m2
) 2N60
donde N60 valor promedio de la resistencia a la penetración estándar. Para pilotes clavados
con bajo desplazamiento,
(18.21)
Por lo tanto,
Qs pLfprom (18.22)
fprom (kN/m2
) N60
La prueba de penetración de cono se discutió en el capítulo 12. Nottingham y Schmert-
mann (1975) y Schmertmann (1978) proporcionan correlaciones para estimar Qs utilizando la
resistencia a la fricción (fc) obtenida durante pruebas de cono penetrante. De acuerdo con este
método
(18.23)
f a fc
Las variaciones de a¿ con L/D para penetrómetros de cono eléctrico y cono mecánico se mues-
tran en las figuras 18.14 y 18.15, respectivamente. Se tiene
Qs p ( L) f p ( L) fc (18.24)

Resistencia a la fricción (o superﬁcial) en arcilla
Están disponibles varios métodos para la obtención de la resistencia unitaria a la fricción (o su-
perficial) de pilotes en arcilla. Se describen brevemente tres de los procedimientos actualmente
aceptados.
1. Método l: Este método fue propuesto por Vijayvergiya y Focht (1972). Se basa en el
supuesto de que el desplazamiento del suelo causado por la colocación de pilotes resulta
Figura 18.14 Variación de a¿ con el radio de empotramiento para pilotes en arena: penetrómetro de
cono eléctrico
Figura 18.15 Variación de a¿ con el radio de empotramiento para pilotes en arena: penetrómetro de
cono mecánico
L/D
Schmertmann
Nottingham y Schmertmann
Pilote
de acero
Pilote de
concreto
Pilote de
madera
L/D
Schmertmann
Nottingham y Schmertmann
Pilote
de
acero
Pilote de
concreto
Pilote de
madera

554
en una presión lateral a cualquier profundidad y en una resistencia unitaria promedio
superficial de
(18.25)
fprom l(sœ
o 2cu)
donde
sœ
o significa esfuerzo efectivo vertical para toda la longitud de empotramiento
cu resistencia al corte no drenada promedio (concepto f 0)
El valor de l cambia con la profundidad de penetración del pilote (véase la tabla 18.5).
Por lo tanto, la resistencia total a la fricción puede ser calculada como
Qs pLfprom
Se debe tener cuidado en la obtención de los valores de sœ
o y cu en un suelo estratificado.
La figura 18.16 ayuda a explicar la razón. De acuerdo con la figura 18.16b, el valor medio
Figura 18.16 Aplicación del método l en un suelo estratificado
L (m) L (m)
0 0.5 35 0.136
5 0.318 40 0.127
10 0.255 50 0.123
15 0.205 60 0.118
20 0.177 70 0.117
25 0.155 80 0.117
30 0.145 90 0.117
Tabla 18.5 Variación de l con L [ecuación (18.25)]
Cohesión
no drenada,
Esfuerzo
efectivo
vertical, s¿
o
Profundidad Profundidad
Área
Área
Área

de cu es (cu(1) L1 cu(2) L2 . . .)/L. Del mismo modo, la figura 18.16c muestra la gráfica de
la variación de la tensión efectiva con la profundidad. La tensión media efectiva es
(18.26)
sœ
o
A1 A2 A3
p
L
donde A1, A2, A3,. . . áreas de los diagramas de esfuerzos efectivos verticales.
2. Método a: De acuerdo con este método, la resistencia unitaria de la superficie en suelos
arcillosos se puede representar por la ecuación
(18.27)
f acu
donde a factor de adhesión empírica. La variación aproximada del valor de a se
muestra en la figura 18.17. Por lo tanto,
(18.28)
Qs a f p ¢L a acup ¢L
3. Método b: Cuando los pilotes son colocados en arcillas saturadas, la presión del agua
intersticial en el suelo alrededor de los pilotes aumenta. Este exceso de presión de poro en
arcillas normalmente consolidadas puede ser de 4 a 6 veces cu. Sin embargo, en el lapso
de un mes esta presión se disipa poco a poco. Por lo tanto, la resistencia unitaria del pilote
Figura 18.17 Variación de a con la cohesión no drenada de la arcilla
Cohesión no drenada,
Promedio
Rango

556
a la fricción se puede determinar basándose en en los parámetros de esfuerzo efectivo de
la arcilla en un estado remodelado (c¿ 0). Por lo tanto, a cualquier profundidad,
(18.29)
f bsœ
o
donde
s¿o esfuerzo efectivo vertical
b K tan s¿
R
f¿R ángulo de fricción drenada de arcilla remodelada
K coeficiente de empuje
Siendo conservadores, se puede calcular la magnitud de K como el coeficiente de presión
de tierra en reposo, o
K 1 sen (para arcillas normalmente consolidadas)
y
(para arcillas sobreconsolidadas)
K (1 sen fœ
R)1OCR
fœ
R (18.31)
(18.32)
donde OCR relación de sobreconsolidación.
Combinando las ecuaciones (18.29), (18.30), (18.31) y (18.32) para las arcillas
normalmente consolidadas resulta
(18.33)
f (1 sen fœ
R)tan fœ
Rsœ
o
y para arcillas sobreconsolidadas,
(18.34)
f (1 sen fœ
R)tan fœ
R 1OCRsœ
o
Con el valor de f determinado, la resistencia total a la fricción puede ser evaluada como
Qs a f p ¢L
Correlación con los resultados de pruebas de penetración de cono
Nottingham y Schmertmann (1975) y Schmertmann (1978) encontraron que la correlación de
fricción unitaria de la superficie en arcilla (con f 0) es
f fc (18.35)
La variación de a¿ con la resistencia del cono de fricción fc se muestra en la figura 18.18. Por
lo tanto,
(18.36)
Qs a f p(¢L) a a¿ fc p(¢L)
18.10 Capacidad admisible del pilote
Después de que se ha determinado la capacidad última de carga total de un pilote mediante la
suma de la capacidad de soporte en la punta y la resistencia a la fricción (o superficie), se debe
utilizar un factor razonable de seguridad para obtener la carga total admisible para cada pilote, o
(18.37)
Qadm
Qu
FS

donde
Qadm capacidad de soporte de carga admisible para cada pilote
FS factor de seguridad
El factor de seguridad generalmente utilizado varía de 2.5 a 4, dependiendo de las incertidum-
bres del cálculo de la carga última. En grandes proyectos que implican varios pilotes, por lo
general debe llevarse a cabo un número determinado de pruebas de carga para determinar las
capacidades última y permisible de carga. La razón principal de esto es la falta de fiabilidad de
los métodos de predicción.
18.11 Capacidad de carga de la punta de un pilote
apoyado sobre roca
A veces los pilotes son colocados sobre una capa subyacente de roca. En tales casos, el inge-
niero debe evaluar la capacidad de carga de la roca. La resistencia unitaria última en la roca
(Goodman, 1980) es de aproximadamente
(18.38)
qp qu-R(Nf 1)
donde
Nf tan2(45 f¿/2)
qu-R resistencia a la compresión no confinada de la roca
f¿ ángulo de drenaje de la fricción
Figura 18.18 Variación de a¿ con fc/pa para pilotes en arcilla (pa presión atmosférica ≈ 100 kN/m2)
Nottingham y Schmertmann (1975)
Schmertmann (1978)
Pilotes de concreto
y de madera
Pilotes de acero

558
La resistencia a la compresión no confinada de roca se puede determinar mediante pruebas de
laboratorio en muestras de rocas recogidas durante la investigación de campo. Sin embargo, se
debe utilizar precaución extrema para obtener el valor adecuado de qu-R porque las muestras de
laboratorio son generalmente de diámetro pequeño. A medida que el diámetro de la muestra au-
menta, la resistencia a la compresión no confinada disminuye, lo que se conoce como efecto de
escala. Para muestras más grandes de aproximadamente 1 m de diámetro, el valor de qu-R per-
manece aproximadamente constante. Parece que en este proceso hay una reducción de cuatro a
cinco veces en la magnitud de qu-R. El efecto de escala en la roca es causada principalmente por
fracturas grandes y pequeñas distribuidas al azar, y también por rupturas progresivas a lo largo
de las líneas de deslizamiento. Por lo tanto, se recomienda siempre que
(18.39)
qu-R(diseño)
qu-R(lab)
5
La tabla 18.6 enumera algunos valores representativos de (laboratorio) resistencia a la
compresión no confinada junto con el ángulo de fricción de la roca, f¿.
Se debe utilizar un factor de seguridad de al menos 3 para determinar la capacidad de
carga permisible de la punta del pilote. Por lo tanto,
(18.40)
Qp(adm)
[qu-R(Nf 1)]Ap
FS
Ejemplo 18.1
Un pilote prefabricado de concreto de 12 m de largo totalmente empotrado se coloca sobre una
capa de arena homogénea (c¿ 0). El pilote es de sección cuadrada con lados que miden
305 mm. El peso unitario seco de arena, gd, es de 16.8 kN/m3, el ángulo promedio de fricción
del suelo es 35º. Calcule la carga última en la punta del pilote. Utilice el método de Meyerhof
con la ecuación (18.13).
Solución
Este suelo es homogéneo, por lo tanto, Lb L. Para f 35º; N*
q ≈ 120. Así que,
q dL (16.8)(12) 201.6 kN/m2
Qp Apq N*
q (0.0929)(201.6)(120) 2247.4 kN
Ap
305 305
1000 1000
0.0929 m2
Tabla 18.6 Esfuerzo de compresión no confinada típico y ángulo de fricción de las rocas
Tipo de roca qu-R (MN/m2
) (grados)
0
4
1
–
0
7
Arenisca
0
1
2
–
5
0
1
Caliza
0
7
–
5
3
Lutita
0
1
2
–
0
4
1
Granito
5
4
–
7
2
0
4
–
0
3
0
2
–
0
1
0
5
–
0
4
0
3
–
5
2
0
7
–
0
6
Mármol

Sin embargo, de la ecuación (18.14) se tiene
ql 50N*
q tan 50(120)tan 35 4201.25 kN/m2
Así
Qp Apql (0.0929)(4201.25) 390.3 kN Apq N*
q
y
Qp 390 kN
Ejemplo 18.2
Consulte el ejemplo 18.1. Determine la resistencia total a la fricción para el pilote.
Utilice las ecuaciones (18.17), (18.18) y (18.19), así como K 1.4, d¿ 0.6 f¿.
Solución
La fricción de la superficie a cualquier profundidad está dada por la ecuación (18.18) como
f K o tan
L 15D
Así, para la profundidad z 0-15D, s¿
o gz 16.8z (kN/m2) y más allá de z ≥ 15D, s¿
o
g(15D) (16.8)(15 0.305) 76.86 kN/m2. Este resultado se muestra en la figura 18.19.
La resistencia a la fricción de z 0 a 15D es
(1.22)(4.575)(20.65) 115.26 kN
Qs pL¿fprom [(4)(0.305)](15D)c
(1.4)(76.86)tan(0.6 35)
2
d
76.86 kN/m2
15D
Esfuerzo
efectivo
vertical, s¿o
Profundidad
Figura 18.19

560
La resistencia a la fricción desde z 15D hasta 12 m es
(1.22)(7.425)(41.3) 374.1 kN
Qs p(L L¿)fz 15D [(4)(0.305)][12 4.575][(1.4)(76.86)tan(0.6 35)]
Por lo tanto, la resistencia total a la fricción es
115.26 374.1 489.35 kN 490 kN
Ejemplo 18.3
Sea un pilote de concreto con 0.305 m 0.305 m de sección transversal en arena. El pilote
es de 15.2 m de largo. Las siguientes son las variaciones del N60 con la profundidad. Estime
Qp usando la ecuación (18.15).
Profundidad bajo la superficie
del terreno (m) N60
8
5
.
1
0
1
0
.
3
9
5
.
4
2
1
0
.
6
4
1
5
.
7
8
1
0
.
9
1
1
5
.
0
1
7
1
0
.
2
1
0
2
5
.
3
1
8
2
0
.
5
1
9
2
5
.
6
1
2
3
0
.
8
1
0
3
5
.
9
1
7
2
0
.
1
2
Solución
La punta del pilote está a 15.2 m por debajo de la superficie del terreno. Para el pilote,
D 0.305 m. El promedio de N60 10D arriba y sobre 5D por debajo de la punta del pilote es

N60
17 20 28 29
4
23.5 24
Ap(400 N60) (0.305 0.305)[(400)(24)] 893 kN
Ap c 40 N60 a
L
D
b d (0.305 0.305) c(40)(24)a
15.2
0.305
b d 4450.6 kN
Qp(kN) Ap(qp) Ap c40 N60 a
L
D
b d Ap(400 N60)
Por lo tanto, Qp 893 kN

Ejemplo 18.4
Consulte el pilote descrito en el ejemplo 18.3. Estime la magnitud de Qs del pilote.
(a) Utilice la ecuación (18.20).
(b) Teniendo en cuenta los resultados en el ejemplo 18.3, determine la capacidad de
carga admisible del pilote. Use un factor de seguridad, FS 3.
Solución
El valor promedio de N60 para la arena para 15.2 m es
N60
8 10 9 12 14 18 11 17 20 28
10
14.7 15
Inciso a
Qs pLfprom (4 0.305)(15.2)(30) 556.2 kN
fprom 2(N60) 2(15) 30 kN/m2
Inciso b
Qadm
Qp Qs
FS
893 556.2
3
483 kN
Ejemplo 18.5
Considere un pilote de concreto de 18 m de longitud (sección transversal: 0.305 m 0.305 m)
totalmente empotrado en una capa de arena. A continuación se muestra la siguiente aproxi-
mación de la resistencia a la penetración de cono (cono mecánico) qc para la capa de arena
y la resistencia a la fricción fc con la profundidad. Estime la carga admisible que el pilote
puede soportar. Utilice FS 3 y qp | qc en la punta del pilote.
Profundidad a partir de la
superficie del terreno qc (kN/m2
) fc (kN/m2
)
3
7
0
4
0
3
5
–
0
5–15 4560 102
15–25 9500 226
(m)
Solución
Qu Qp Qs
qp qc
En la punta del pilote (es decir, a una profundidad de 18 m), qc | 9500 kN/m2. Por lo tanto,
Qp Apqc (0.305 0.305)(9500) 883.7 kN
Para determinar Qs, se ha preparado la siguiente tabla. (Nota: L/D 18/0.305 59.)

562
Profundidad a partir de
la superficie del terreno
L (m) fc (kN/m2
) (Figura 18.15) p L fc (kN)
0–5
0–5 5
5 73
73 0.44
0.44 195.9
195.9
5–15
5–15 10
10 102
102 0.44
0.44 547.5
547.5
15–18
15–18 3
3 226
226 0.44
0.44 363.95
Qs 1107.35 kN
(m)
Por lo tanto,
Qu Qp Qs 883.7 1107.35 1991.05 kN
Qadm
Qu
FS
1991.05
3
663.68 664 kN
Ejemplo 18.6
Un pilote de concreto que tiene 458 mm 458 mm de sección transversal se empotra en
una arcilla saturada. La longitud de empotramiento es de 16 m. La cohesión no drenada, cu,
de la arcilla es de 60 kN/m2, y el peso unitario de la arcilla es de 18 kN/m3. Use un factor de
seguridad de 5 para determinar la carga admisible que puede soportar el pilote.
a. Utilice el método a.
b. Utilice el método l.
Solución
Inciso a
Qp Apqp ApcuN*
c (0.458 0.458)(60)(9) 113.3 kN
De las ecuaciones (18.27) y (18.28),
Qs cupL
De la gráfica del promedio en la figura 18.17 para cu 60 kN/m2, a | 0.77 y
Qadm
Qp Qs
FS
113.3 1354
5
294 kN
Qs (0.77)(60)(4 0.458)(16) 1354 kN
Inciso b
fprom l(s¿
o 2cu)
Se tiene que L 16.0 m. De la tabla 18.5, para L 16 m, l | 0.2; por lo tanto
Qs pL fprom (4 0.458)(16)(52.8) 1548 kN
fprom 0.2c a
18 16
2
b 2(60)d 52.8 kN/m2

Ya que en el inciso a, Qp 113.3 kN, entonces
Qadm
Qp Qs
FS
113.3 1548
5
332 kN
Ejemplo 18.7
En la figura 18.20a se muestra un pilote colocado en arcilla. El pilote tiene un diámetro de
406 mm.
a. Calcule la capacidad de carga neta en la punta. Utilice la ecuación (18.16).
b. Calcule la resistencia de la superficie (1) mediante el uso de las ecuaciones (18.27)
y (18.28) (método a), (2) mediante el uso de la ecuación (18.25) (método l) y
(3) mediante el uso de la ecuación (18.29) (método b). Para todas las capas de arcilla,
fR 30º. A 10 m la arcilla está normalmente consolidada. La capa de arcilla inferior
tiene un OCR de 2.
c. Estime la capacidad neta admisible del pilote. Utilice FS 4.
Solución
El área de la sección transversal de la pila es
Ap
p
4
D2 p
4
(0.406)2
0.1295 m2
Inciso a: Cálculo de la capacidad de carga neta
Qp Apqp ApN*
ccu(2) (0.1295)(9)(100) 116.55 kN
Arcilla saturada
Nivel
freático
Arcilla
Arcilla
Figura 18.20

564
Inciso b: Cálculo de la resistencia superﬁcial
(1) De la ecuación (18.28)
Qs cup L
Para la capa superior del suelo, cu(1) 30 kN/m2. De acuerdo con la gráfica promedio de la
figura 18.17, a1 1.0. Del mismo modo, para la capa inferior del suelo, cu(2) 100 kN/m2;
a2 0.5. Por lo tanto,
Qs 1cu(1)[( )(0.406)]10 2cu(2)[( )(0.406)]20
(1)(30)[( )(0.406)]10 (0.5)(100)[( )(0.406)]20
382.7 1275.5 1658.2 kN
(2) El valor promedio de cu es
cu(1)(10) cu(2)(20)
30
(30)(10) (100)(20)
30
76.7 kN/m2
Para obtener el valor promedio de sœ
o, el diagrama de la variación del esfuerzo efectivo ver-
tical con la profundidad se representa en la figura 18.20. De la ecuación (18.26),
so
A1 A2 A3
L
225 552.38 4577
30
178.48 kN/m2
De la tabla 18.5, la magnitud de l es 0.145. Así
fprom 0.145[178.48 (2)(76.7)] 48.12 kN/m2
Por lo tanto,
Qs pLfprom (0.406)(30)(48.12) 1841.3 kN
(3) La capa de arcilla superior (10 m) está normalmente consolidada y fR 30º.
Para z 0-5 m [ecuación (18.33)],
(1 sen 30°)(tan 30°)a
0 90
2
b 13.0 kN/m2
fprom(1) (1 sen fR)tan fR s¿
o (prom)
Del mismo modo, para z 5-10 m,
fprom(2) (1 sen 30°)(tan 30°)a
90 130.95
2
b 31.9 kN/m2
Para z 10-30 m [ecuación (18.34)],
fprom (1 sen fR)tan fR 2OCR s¿a(prom)
Para OCR 2,
fprom(3) (1 sen 30°)(tan 30°)22 a
130.95 326.75
2
b 93.43 kN/m2

Por lo tanto,
Qs p[fprom(1)(5) fprom(2)(5) fprom(3)(20)]
( )(0.406)[(13)(5) (31.9)(5) (93.43)(20)] 2669.7 kN
Inciso c: Cálculo de la capacidad última, Qu
La comparación de los tres valores de Qs muestran que los métodos a y l dan resultados
similares. Por eso se utiliza
Por lo tanto,
Qadm
Qu
FS
1866.55
4
466.6 kN
Qu Qp Qs 116.55 1750 1866.55 kN
Qs
1658.2 1841.3
2
1750 kN
Ejemplo 18.8
Un pilote de concreto de 305 mm 305 mm de sección transversal es conducido hasta una
profundidad de 20 m en un suelo de arcilla saturada. Un resumen de la variación de la resis-
tencia de fricción fc obtenido a partir de una prueba de penetración de cono es el siguiente:
Profundidad
(m) fc (kg/cm2
)
0.35
0.56
0.72
Resistencia
a la fricción
0–6
6–12
12–20
Estime la resistencia a la fricción Qs del pilote.
Solución
Puede prepararse la siguiente tabla:
Profundidad fc L fc p( L)
(kN/m2
) (Figura 18.18) (m) [Ec. (18.36)] (kN)
34.34 0.84 6 211.5
54.94 0.71 6 258.5
70.63 0.63 8 432.2
(Nota: p (4)(0.305) 1.22 m)
(m)
0–6
6–12
12–20
Por lo tanto,
Qs fcp( L) 931 kN

566
18.12 Asentamiento elástico de pilotes
El asentamiento elástico de un pilote bajo una carga de trabajo vertical, Qw, está determinado
por tres factores:
Se Se(1) Se(2) Se(3) (18.41)
donde
Se asentamiento total del pilote
Se(1) asentamiento del eje del pilote
Se(2) asentamiento causado por la carga en la punta del pilote
Se(3) asentamiento causado por la carga transmitida a lo largo del eje del pilote
Determinación de Se(1)
Si se supone que el material del pilote es elástico, la deformación del eje del pilote puede ser
evaluada utilizando los principios fundamentales de mecánica de materiales:
(18.42)
Se(1)
(Qwp jQws)L
ApEp
donde
Qwp carga soportada en el punto del pilote en condiciones de carga de trabajo
Qws carga soportada por la resistencia a la fricción (superficial) en condiciones de carga
de trabajo
Ap área de la sección transversal del pilote
L longitud del pilote
Ep módulo de elasticidad del material del pilote
La magnitud de j depende de la naturaleza de la distribución de la resistencia unitaria a la
fricción (superficial) a lo largo del eje del pilote. Puede variar entre 0.5 y 0.67 (Vesic, 1977).
El asentamiento de un pilote causado por la carga soportada por la punta del pilote se puede
expresar como
(18.43)
Se(2)
qwpD
Es
(1 m2
s)Iwp
donde
D ancho o diámetro del pilote
Qwp punto de carga por unidad de superficie en la punta del pilote Qwp/Ap
Es módulo de elasticidad del suelo en o por debajo de la punta del pilote
ms Coeficiente de suelo de Poisson
Iwp factor de influencia ≈ 0.85

18.12 Asentamiento elástico de pilotes 567
Vesic (1977) propuso un método semi-empírico para obtener la magnitud del asentamiento, Se(2):
(18.44)
Se(2)
QwpCp
Dqp
donde
qp resistencia última en la punta del pilote
Cp coeficiente empírico
Los valores representativos de Cp para diferentes suelos se presentan en la tabla 18.7.
El asentamiento de un pilote causado por la carga soportada a lo largo del eje está dado por una
relación similar a la ecuación (18.43), o
(18.45)
Se(3) a
Qws
pL
b
D
Es
(1 m2
s)Iws
donde
p perímetro del pilote
L longitud empotrada del pilote
Iws factor de influencia
Debe tenerse en cuenta que el término Qws/pL en la ecuación (18.45) es el valor promedio de
F a lo largo del eje del pilote. El factor de influencia, Iws, tiene una sencilla relación empírica
(Vesic, 1977):
(18.46)
Iws 2 0.35
B
L
D
Vesic (1977) también propuso una relación empírica sencilla similar a la ecuación (18.44) para
la obtención de Se(3):
(18.47)
Se(3)
QwsCs
Lqp
donde Cs constante empírica .
(0.93 0.162L/D)Cp (18,48)
Los valores de Cp para el uso de la ecuación (18.48) se pueden estimar a partir de la tabla 18.7.
Pilote perforado
Pilote clavado
Tipo de suelo
Arena (densa a suelta) 0.02–0.04 0.09–0.18
Arcilla (rígida a blanda) 0.02–0.03 0.03–0.06
Limo (denso a suelto) 0.03–0.05 0.09–0.12
Tabla 18.7 Valores típicos de Cp recomendados por Vesic (1977) [ecuación (18.44)]

568
Ejemplo 18.9
Un pilote prefabricado de concreto de 12 m de largo está completamente empotrado en
la arena. La sección transversal del pilote mide 0.305 m 0.305 m. La carga de trabajo
admisible del pilote es 337 kN, de los cuales 240 kN son aportados por la fricción de la
superficie. Determine el asentamiento elástico del pilote para Ep 21 106 kN/m2, Es
30 000 kN/m2 y ms 0.3.
Solución
Se usará la ecuación (18.41):
Se Se(1) Se(2) Se(3)
Se(1)
(Qwp jQws)L
ApEp
Sea 0.6 y Ep 21 106 kN/m2. Entonces
Se(1)
[97 (0.6)(240)]12
(0.305)2
(21 106
)
0.00148 m 1.48 mm
Así
Se(2) c
(1042.7)(0.305)
30 000
d(1 0.32
)(0.85) 0.0082 m 8.2 mm
qwp
Qwp
Ap
97
(0.305)2
1042.7 kN/m2
Iwp 0.85
Se(2)
qwpD
Es
(1 ms
2
)Iwp
Una vez más, de la ecuación (18.45),
Así
Se(3)
240
(p 0.305)(12)
a
0.305
30 000
b(1 0.32
)(4.2) 0.00081 m 0.81 mm
Iws 2 0.35
B
L
D
2 0.35
B
12
0.305
4.2
Se(3) a
Qws
pL
b
D
Es
(1 ms
2
)Iws
Por lo tanto, el asentamiento total es
Se 1.48 8.2 0.81 10.49 mm

18.13 Pruebas de carga de pilote
En la mayoría de los grandes proyectos debe realizarse un número determinado de pruebas de
carga sobre los pilotes. La razón principal es la falta de fiabilidad de los métodos de predicción.
La capacidad de carga vertical y lateral de un pilote puede ser probada en el campo. La figura
18.21a muestra un diagrama esquemático de la disposición del pilote de carga para la prueba de
compresión axial en el campo. La carga es aplicada al pilote por un gato hidráulico. Cargas
de paso se aplican al pilote y se permite que transcurra el tiempo suficiente después de cada
carga, de manera que se produce un pequeño asentamiento que se mide mediante manómetros
comparadores. La cantidad de carga que se aplicará a cada paso puede variar, dependiendo de
los códigos de construcción locales. La mayoría de los códigos de construcción requieren que
cada paso de carga sea aproximadamente de una cuarta parte de la carga de trabajo propuesta.
La prueba de carga debe llevarse a cabo para una carga total de al menos dos veces la carga de
trabajo propuesta. Después de alcanzar la carga deseada sobre el pilote, éste se descarga gra-
dualmente.
Figura 18.21 (a) Diagrama esquemático de la disposición del pilote de carga para la prueba; (b) gráfica
de la carga en función del asentamiento total; (c) gráfica de la carga en función del asentamiento neto
Gato
hidráulico
Viga
Pilote de
prueba
Pilote
ancla
St(1)
Q1 Q2
St(2)
Se(1)
(a)
(b) (c)
Manómetro
digital
Viga de
referencia
Carga
Asentamiento, Q
Cargado
Descargado
Se(2)
Qu
Qu
Asentamiento, Q
1 2
Asentamiento neto, Sneto

570
La figura 18.21b muestra un diagrama de carga-asentamiento obtenido a partir de la carga y
descarga en campo. Para cualquier carga Q la liquidación neta-pila se puede calcular de la siguiente
manera:
Cuando Q Q1,
Asentamiento neto, Sneto(1) St(1) – Se(1)
Cuando Q Q2,
Asentamiento neto, Sneto(2) St(2) – Se(2)
o
donde
Sneto asentamiento neto
Se asentamiento elástico del mismo pilote
St asentamiento total
Estos valores de Q se pueden trazar en una gráfica en función del asentamiento neto correspondiente,
Sneto, como se muestra en la figura 18.21c. La carga última del pilote se puede determinar entonces
a partir de la gráfica. El asentamiento del pilote puede aumentar con la carga hasta cierto punto, más
allá del cual la curva asentamiento-carga se vuelve vertical. La carga correspondiente al punto donde
la curva de Q en función de Sneto se convierte en vertical es la carga última, Qu, para el pilote; ésta
es mostrada por la curva 1 en la figura 18.21c. En muchos casos, la última etapa de la curva carga-
asentamiento es casi lineal, muestra un alto grado de asentamiento para un pequeño incremento de
la carga; esto se muestra con la curva 2 en la figura. La carga última, Qu, para tal caso se determina a
partir del punto de la curva de Q en función de Sneto en donde comienza esta parte lineal empinada.
Uno de los métodos para obtener la carga última Qu de la gráfica carga-asentamiento es
el propuesto por Davisson (1973). El método de Davisson se utiliza con frecuencia en campo
y se describe aquí. En referencia a la figura 18.22, la carga última se produce a un nivel de
asentamiento (Su) de
(18.49)
Su(mm) 0.012Dr 0.1a
D
Dr
b
QuL
ApEp
donde
Qu está en kN
D está en mm
Dr diámetro del pilote de referencia o ancho ( 300 mm)
L longitud del pilote (mm)
Ap área de la sección transversal del pilote (mm2)
Ep módulo de Young del material del pilote (kN/mm2)
La aplicación de este procedimiento se muestra en el ejemplo 18.10.
El procedimiento de prueba de carga que se acaba de describir requiere la aplicación de
cargas de paso sobre los pilotes y la medición del asentamiento y se llama prueba de carga con-
trolada. Otra técnica utilizada para una prueba del pilote de carga es la prueba de penetración a
velocidad constante, en la que la carga sobre el pilote se incrementa continuamente para man-
tener una velocidad constante de penetración, que puede variar desde 0.25 hasta 2.5 mm/min.
Esta prueba da como resultado una gráfica de carga-asentamiento similar a la obtenida a partir
de la prueba de carga controlada. Otro tipo de prueba de pilote de carga es la carga cíclica, en
la que una carga incremental se aplica y quita repetidamente.

Con el fin de llevar a cabo una prueba de carga sobre pilotes, es importante tener en cuen-
ta el lapso de tiempo después del final de la colocación (EOD). Cuando los pilotes se colocan
en arcilla blanda, cierta zona que rodea el barro se convierte en remodelada o comprimida. Esto
resulta en una reducción de la resistencia al corte sin drenar, cu. Con el tiempo, la pérdida de re-
sistencia al corte sin drenar está parcialmente o completamente recuperada. El lapso de tiempo
puede oscilar entre 30 y 60 días.
Figura 18.22 Método de Davisson para la determinación de Qu
Qu
Carga, Q (kN)
Asentamiento, S (mm)
Ec. (18.49)
0.012 Dr +
0.1 D/Dr
QuL
AE
Ejemplo 18.10
La figura 18.23 muestra los resultados de las pruebas de carga sobre un pilote de concreto de
20 m de largo (406 mm 406 mm) incrustado en la arena. Utilizando el método de Davis-
son, determine la carga última Qu. Dado: Ep 30 106 kN/m2.
Solución
Su 0.012Dr 0.1a
D
Dr
b
QuL
ApEp
Dr 300 mm, D 406 mm, L 20 m 20 000 mm, Ap 406 mm 406 mm
164 836 mm2 y Ep 30 106 kN/m2. Por lo tanto,
3.6 0.135 0.004Qu 3.735 0.004Qu
Su (0.012)(300) (0.1) a
406
300
b
(Qu)(20 000)
(30)(164 836)
La línea de Su (mm) 3.735 0.004Qu se dibuja en la figura 18.23. La intersección de esta
línea con la curva de carga-asentamiento da la carga última de Qu 1640 kN.

572
Q (kN)
Qu = 1460 kN
1600
800
5
10
15
20
2400
Asentamiento, S (mm)
3.735 mm
Figura 18.23
18.14 Fórmulas para la colocación de pilotes
Para desarrollar la capacidad de carga deseada, un pilote de punta de carga debe penetrar la capa
de suelo denso lo suficiente o tener contacto suficiente con una capa de roca. Este requisito no
siempre puede ser satisfecho por la colocación de un pilote a una profundidad predeterminada
porque los perfiles del suelo varían. Por esa razón se han desarrollado varias ecuaciones para
calcular la capacidad última de un pilote durante la colocación. Estas ecuaciones dinámicas
son ampliamente utilizadas en el campo para determinar si el pilote ha alcanzado un valor de
carga satisfactorio a la profundidad predeterminada. Una de las primeras de estas ecuaciones
dinámicas, comúnmente conocida como la fórmula Engineering News Record (ENR), se deriva
de la teoría del trabajo y la energía, es decir,
energía impartida por el martillo por golpe
(resistencia del pilote) (penetración por golpe de martillo)
De acuerdo con la fórmula ENR, la resistencia del pilote es la carga última, Qu, expresada como
(18.50)
Qu
WRh
S C

donde
WR peso del ariete
h altura de la caída del ariete
S penetración del pilote por golpe de martillo
C constante
La penetración de la pila, S, generalmente se basa en el valor promedio obtenido de los
últimos golpes de conducción. En la forma original de la ecuación se recomiendan los siguien-
tes valores de C:
Para martinetes: C 2.54 cm (si las unidades de S y h están en centímetros)
Para martillos de vapor: C 0.254 cm (si las unidades de S y h están en centímetros)
Además, un factor de seguridad de FS 6 fue recomendado para estimar la capacidad admi-
sible del pilote. Tenga en cuenta que, para martillos de efecto simple y doble, el término WRH
puede ser remplazado por EHE (donde E eficiencia del martillo y HE energía estimada del
martillo). Por lo tanto,
(18.51)
Qu
EHE
S C
La fórmula ENR para clavar pilotes ha sido revisada varias veces a lo largo de los años.
Una forma reciente, la fórmula ENR modificada, es
(18.52)
Qu
EWRh
S C
WR n2
Wp
WR Wp
donde
E eficiencia del martillo
C 0.254 cm si las unidades de S y h están en centímetros
Wp peso del pilote
n coeficiente de restitución entre el pistón y el encepado
Las eficiencias de los diferentes martillos de percusión, E, se encuentran en los siguientes rangos:
,
Eficiencia
Tipo de martillo E
Martillos de efecto simple y doble
9
.
0
–
8
.
0
Martillos de diesel
9
.
0
–
7
.
0
Martinetes
0.7–0.85
Algunos valores representativos del coeficiente de restitución, n, son los siguientes:
Coeficiente de
restitución,
Material del pilote n
Martillo de hierro fundido y pilotes de concreto (sin tapa)
4
.
0
–
3
.
0
Cojines de madera sobre pilotes de acero
3
.
0
–
5
2
.
0
Pilotes de madera
0.4–0.5

574
Un factor de seguridad de entre 4 y 6 puede ser utilizado en la ecuación (18.52) para obtener la
capacidad de carga admisible de un pilote.
Otra ecuación, conocida como la fórmula danesa, también produce resultados tan fiables
como cualquier otra ecuación:
(18.53)
Qu
EHE
S
B
EHEL
2ApEp
donde
E eficiencia del martillo
HE energía nominal del martillo
Ep módulo de elasticidad del material del pilote
L longitud del pilote
Ap área de la sección transversal del pilote
Deben utilizarse unidades consistentes en la ecuación (18.53). Se recomienda un factor de segu-
ridad de 3 a 6 para estimar la capacidad de soporte de carga admisible de los pilotes.
Ejemplo 18.11
Un pilote de concreto prefabricado de 305 mm 305 mm de sección transversal es clavado
por un martillo. Se tienen estos valores:
energía nominal máxima del martillo 35 kN-m
peso del ariete 36 kN
longitud total del pilote 20 m
eficiencia del martillo 0.8
coeficiente de restitución 0.45
peso del encepado 3.2 kN
número de golpes para los últimos 25.4 mm de penetración 5
Estime la capacidad admisible del pilote por el uso de cada una de estas ecuaciones:
a. La ecuación (18.51) (use FS 6)
b. La ecuación (18.52) (use FS 5)
c. La ecuación (18.53) (use FS 4)
Solución
Inciso a. La ecuación (18.51) es
Qu
EHE
S C

Se tiene E 0.8, HE 35 kN-m y
Así
Por lo tanto,
Inciso b. La ecuación (18.52) es
Qu
EWRh
S C
WR n2
Wp
WR Wp
Qadm
Qu
FS
3674.5
6
612 kN
Qu
(0.8)(35)(100)
0.508 0.254
3674.5 kN
S
25.4
5
5.08 mm 0.508 cm
Peso del pilote LApgc (20)(0.305)2(23.58) 43.87 kN y
Wp peso del pilote peso del encepado 43.87 3.2 47.07 kN
Así
Inciso c. La ecuación (18.53) es
Se tiene Ep 20.7 106
kN/m2
. Así
Por lo tanto,
Qadm
Qu
FS
1630
4
407.5 kN
Qu
(0.8)(35)(100)
0.508 1.21
1630 kN
B
EHEL
2ApEp B
(0.8)(35)(20)
(2)(0.305)2
(20.7 106
)
0.0121 m 1.21 cm
Qu
EHE
S
B
EHEL
2ApEp
Qadm
Qu
FS
2013
5
402.6 kN 403 kN
(3674)(0.548) 2013 kN
Qu c
(0.8)(35)(100)
0.508 0.254
d c
36 (0.45)2
(47.07)
36 47.07
d

576
18.15 Fricción superﬁcial negativa
La fricción superficial negativa es una fuerza de arrastre ejercida hacia abajo sobre el pilote
por la tierra que lo rodea. Esta acción puede producirse bajo condiciones como las siguientes:
1. Si un relleno de suelo arcilloso se coloca sobre una capa de suelo granular en la que se
clava un pilote, el relleno se consolidará gradualmente. Este proceso de consolidación
ejercerá una fuerza de arrastre hacia abajo sobre el pilote (figura 18.24a) durante el
periodo de consolidación.
2. Si un relleno de suelo granular se coloca sobre una capa de arcilla blanda, como se
muestra en la figura 18.24b, induce el proceso de consolidación en la capa de arcilla y,
por lo tanto, ejerce un arrastre hacia abajo sobre el pilote.
3. La reducción del nivel freático incrementará el esfuerzo efectivo vertical en el suelo a
cualquier profundidad, lo que inducirá al asentamiento de consolidación en arcilla. Si
un pilote se encuentra en la capa de arcilla, éste se somete a una fuerza de arrastre hacia
abajo.
En algunos casos la fuerza de arrastre hacia abajo puede ser excesiva y causar una falla de
cimentación. Esta sección describe dos métodos provisionales para calcular la fricción negativa.
Relleno de arcilla sobre suelo granular (ﬁgura 18.24a)
Similar al método b que se presentó en la sección 18.9, el esfuerzo superficial negativo (hacia
abajo) sobre el pilote es
fn K o tan (18.54)
donde
K¿ coeficiente de presión de tierra Ko 1 – sen f¿
s¿
o tensión efectiva vertical a cualquier profundidad z g¿
fz
g¿f peso de la unidad efectiva de relleno
d¿ ángulo de fricción suelo-pilote 0.5f¿–0.7f¿
Figura 18.24 Fricción superficial negativa
Relleno
de
arcilla
Relleno
de
arena
Arena
Plano
neutral
Arcilla
Hf
Hf

18.15 Fricción superﬁcial negativa 577
Por lo tanto, la fuerza de fricción total hacia abajo, Qn, sobre un pilote es
(18.55)
Qn
Hf
0
(pK¿gœ
f tan d¿)z dz
pK¿gœ
fH
2
f tan d¿
2
donde Hf altura del relleno. Si el relleno está por encima del nivel freático, el peso unitario
efectivo, g¿
f, debe ser sustituido por el peso unitario húmedo.
Relleno de suelo granular sobre arcilla (ﬁgura 18.24b)
En este caso, la evidencia indica que la fricción superficial negativa sobre el pilote puede existir
desde z 0 a z L1, lo que se conoce como profundidad neutra (ver Vesic, 1977, pp. 25-26,
para la discusión). La profundidad neutral puede administrarse en la forma (Bowles, 1982)
(18.56)
L1
L Hf
L1
a
L Hf
2
gœ
f Hf
g¿
b
2gœ
fHf
g¿
donde g¿
f y g¿ pesos unitarios efectivos del relleno y la capa de arcilla subyacente, respecti-
vamente.
Una vez determinado el valor de L1, se obtiene la fuerza de resistencia a la baja de la
siguiente manera: la fricción superficial negativa unitaria a cualquier profundidad de z 0
a z L1 es
fn K o tan (18.57)
donde
K¿ Ko 1 sen f¿
s¿
o g¿fHf g¿z
d¿ 0.5f¿–0.7f¿
Por lo tanto, la fuerza total de fricción es
(18.58)
(pK¿gœ
f Hf tan d¿)L1
L2
1pK¿g¿ tan d¿
2
Qn
L1
0
pfn dz
L1
0
pK¿(gœ
f Hf g¿z)tan d¿ dz
Para pilotes de soporte final puede suponerse que la profundidad neutral está situada en la
punta del pilote (es decir, L1 L Hf).
Si el suelo y el relleno están por encima del nivel freático, los pesos unitarios efectivos
deben ser sustituidos por pesos unitarios húmedos. En algunos casos los pilotes pueden estar
recubiertos con betún en la zona de fricción descendente para evitar este problema. Baligh et al.
(1978) resumieron los resultados de varias pruebas de campo que se realizaron para evaluar la
eficacia del revestimiento de betún en la reducción de la fricción negativa.

578
Ejemplo 18.12
Consulte la figura 18.24b. Aquí, Hf 2 m, diámetro del pilote 0.305 m, gf 16.5 kN/m3,
f¿(arcilla) 34º, gsat(arcilla) 17.2 kN/m3 y L 20 m. El nivel freático coincide con la parte
superior de la capa de arcilla. Determine la fuerza de fricción hacia abajo.
Solución
La profundidad del plano neutro se da en la ecuación (18.56) como
L1
L Hf
L1
a
L Hf
2
gfHf
g¿
b
2gfHf
g¿
Se debe considerar que en la ecuación (18.56) g¿f ha sido sustituido por gf porque el relleno
está por encima del nivel freático. Así
L1 11.75 m
242.4
L1
8.93
L1
20 2
L1
c
(20 2)
2
(16.5)(2)
(17.2 9.81)
d
(2)(16.5)(2)
(17.2 9.81)
Ahora, en referencia a la ecuación (18.58), se tiene
60.78 79.97 140.75 kN
(11.75)2
(0.958)(0.44)(17.2 9.81)[tan(0.6 34)]
2
Qn (0.958)(0.44)(16.5)(2)[tan(0.6 34)](11.75)
K¿ 1 sen 34° 0.44
p p(0.305) 0.958 m
Qn (pK¿gfHf tan d¿)L1
L2
1pK¿g¿ tan d¿
2
18.16 Pilotes agrupados: eﬁciencia
En la mayoría de casos, los pilotes se usan en grupos para transmitir la carga estructural al
suelo (figura 18.25). Un encepado se construye sobre un grupo de pilotes (figura 18.25a). La
determinación de la capacidad de carga de los pilotes agrupados es extremadamente compli-
cada y aún no ha sido resuelta por completo. Cuando los pilotes se colocan uno cerca del otro,
una suposición razonable es que los esfuerzos transmitidos por los pilotes al suelo se traslapan
(figura 18.25b), reduciendo así la capacidad de soporte de carga de los pilotes. Idealmente, los
pilotes en un grupo se deben espaciar de manera que la capacidad de soporte de carga del grupo
no sea menor que la suma de la capacidad de soporte de los pilotes individuales. En la práctica,
la separación mínima de centro a centro del pilote, d, es 2.5D y en situaciones normales está
realmente cerca de 3D a 3.5D.

18.16 Pilotes agrupados: eﬁciencia 579
La eficiencia de la capacidad de soporte de carga de un grupo de pilotes se puede definir
como
(18.59)
h
Qg(u)
g Qu
donde
h eficiencia de grupo
Qg(u) capacidad de carga máxima del grupo de pilotes
Qu capacidad de carga máxima de cada pilote sin el efecto de grupo
Pilotes en arena
Con base en las observaciones experimentales del comportamiento de los pilotes agrupados en
arena hasta la fecha, se pueden extraer dos conclusiones generales:
1. Para grupos de pilotes clavados en arena con d 3D, Qg(u) puede ser tomado como
Qu,
que incluye la fricción y la capacidad de carga en la punta de pilotes individuales.
2. Para grupos de pilotes perforados en arena con separaciones convencionales (d 3D),
Qg(u) puede ser tomado como a 3
4
2
3 veces
Qu (capacidades de punto de apoyo y de
fricción de pilotes individuales).
Sección
Encepado
Proyecto
Número de pilotes agrupados
Nota:
Figura 18.25 Grupos de pilotes

580
Pilotes en arcilla
La capacidad última de carga del grupo de pilotes en arcilla puede ser estimada con el siguiente
procedimiento:
1. Determinar
Qu n1n2 (Qp Qs). De la ecuación (18.16),
Qp Ap [9cu(p)]
donde cu(p) cohesión no drenada de la arcilla en la punta del pilote. También, a partir de
la ecuación (18.28),
Así
(18.60)
a Qu n1n2[9Apcu(p) a apcu ¢L]
Qs aapcu ¢L
2. Determinar la capacidad última suponiendo que los pilotes en el grupo actúan como un
bloque con dimensiones de Lg Bg L. La resistencia superficial del bloque es
a pgcu ¢L a 2(Lg Bg)cu ¢L
Calcular la capacidad de soporte de la punta a partir de
Apqp Apcu(p)N*
c (LgBg)cu(p)N*
c
La variación de N*
c con L/Bg y Lg/Bg se ilustra en la figura 18.26. Por lo tanto, la carga
última es
(18.61)
a Qu LgBgcu(p)N*
c a 2(Lg Bg)cu ¢L
3. Comparar los valores obtenidos a partir de las ecuaciones (18.60) y (18.61). El menor de
los dos valores es Qg(u).
Pilotes en roca
Para pilotes de punta de carga apoyados sobre roca, la mayoría de los códigos de construcción
especifican que Qg(u)
Qu, a condición de que la separación mínima de centro a centro de los
pilotes sea D 300 mm. Para pilotes en H y con secciones transversales cuadradas, la magnitud
de D es igual a la dimensión diagonal de la sección transversal del pilote.
Figura 18.26 Variación de N*
c con Lg/Bg y L/Bg

18.16 Pilotes agrupados: eﬁciencia 581
Comentarios generales
Un encepado descansa sobre el suelo, como se muestra en la figura 18.25a, contribuyendo a
la capacidad de soporte de carga de un grupo de pilotes. Sin embargo, esta contribución puede
ser ignorada con fines de diseño debido a que el soporte se puede perder como resultado de la
erosión del suelo o excavación durante la vida del proyecto.
Ejemplo 18.13
En la figura 18.27 se muestra la sección de un grupo de pilotes de 3 4 en una arcilla saturada
estratificada. Los pilotes son de sección cuadrada (356 mm 356 mm). La separación de centro
a centro, d, de los pilotes es de 890 mm. Determine la capacidad de carga admisible del grupo de
pilotes. Utilice FS 4.
Solución
gQu n1n2[9Apcu(p) a1pcu(1)L1 a2pcu(2)L2]
De la figura 18.17, cu(1) 50 kN/m2; a1 0.86 y cu(2) 85 kN/m2; a2 0.6.
gQu (3)(4)c
(9)(0.356)2
(85) (0.86)(4 0.356)(50)(5)
(0.6)(4 0.356)(85)(15)
d 17 910 kN
Para pilotes que actúan como un grupo,
L
Bg
20
2.136
9.36
Lg
Bg
3.026
2.136
1.42
Bg (2)(890) 356 2136 mm 2.136 m
Lg (3)(890) 356 3026 mm 3.026 m
Arcilla
cu
= 50 kN/m2
Arcilla
cu
= 85 kN/m2
890 mm
15 m
5 m
Figura 18.27

582
De la figura 18.26, N*
c 8.75. De la ecuación (18.61)
Por lo tanto,
g Qadm
17 910
FS
17 910
4
4478 kN
g Qu 17 910 kN
19 519 kN
(3.026)(2.136)(85)(8.75) (2)(3.026 2.136)[(50)(3) (85)(15)]
gQu LgBgcu(p)Nc
* g2(Lg Bg)cu¢L
18.17 Asentamiento elástico de un grupo de pilotes
En la literatura han sido reportadas varias investigaciones relativas al asentamiento de un grupo
de pilotes con resultados muy variables. La relación más simple para el asentamiento del gru-
po de pilotes fue dada por Vesic (1969) como
(18.62)
Sg(e)
B
Bg
D
Se
donde
Sg(e) asentamiento elástico del grupo de pilotes
Bg ancho de sección del grupo de pilotes (ver figura 18.25a)
D anchura o diámetro de cada pilote en el grupo
Se asentamiento elástico de cada pilote con carga de trabajo comparable
(véase sección 18.12)
Para grupos de pilotes en arena y grava, Meyerhof (1976) sugirió
(18.63)
donde
q (kN/m2
) Qg/(LgBg) )
4
6
.
8
1
(
Sg(e) (mm)
0.92q2BgI
N60
Lg y Bg longitud y anchura de la sección de grupo de pilotes, respectivamente (m)
N60 número de penetración estándar promedio dentro del centro del
asentamiento ( Bg profunda debajo de la punta de los pilotes)
I factor de influencia 1 L/8Bg 0.5
L longitud de empotramiento de los pilotes (m) (18.65)
Del mismo modo, el asentamiento del grupo de pilotes está relacionado con la resistencia
a la penetración de cono como
(18.66)
Sg(e)
qBgI
2qc

donde qc resistencia promedio a la penetración de cono dentro del centro del asentamiento.
En la ecuación (18.66) todos los símbolos están en unidades consistentes.
18.18 Asentamiento de consolidación de un grupo
de pilotes
El asentamiento de consolidación de un grupo de pilotes puede ser estimado suponiendo un
método de distribución aproximada que se refiere comúnmente como el método 2:1. El proce-
dimiento de cálculo implica las siguientes etapas (figura 18.28):
1. Sea L la profundidad de empotramiento de los pilotes. El grupo se somete a una carga
total de Qg. Si el encepado está por debajo de la superficie original del terreno, Qg es
igual a la carga total de la superestructura en los pilotes, menos el peso efectivo del suelo
por encima del grupo de pilotes removido por la excavación.
2. Supongamos que la carga Qg se transmite al suelo a partir de una profundidad de 2L/3 de
la parte superior del pilote, como se muestra en la figura 18.28 (z 0). La carga Qg se
extiende a lo largo de líneas 2 vertical:1 horizontal a esta profundidad. Las líneas aa¿ y
bb¿ son las dos líneas de 2:1.
3. Calcular el aumento del esfuerzo efectivo causado a la mitad de cada capa de suelo por la
carga Qg:
(18.67)
¢sœ
i
Qg
(Bg zi)(Lg zi)
donde
s¿
i aumento del esfuerzo efectivo a la mitad de la capa i
Lg, Bg largo y ancho del plano del grupo de pilotes, respectivamente
zi distancia a partir de z 0 a la mitad de la capa de arcilla, i
Por ejemplo, en la figura 18.28, para la capa 2, zi L1/2; para la capa 3, zi L1 L2/2, y
para la capa 4, zi L1 L2 L3/2. Sin embargo, tenga en cuenta que no habrá aumento de
estrés en 1 capa de arcilla, ya que está por encima del plano horizontal (z 0), a partir del
cual se inicia la distribución del esfuerzo al suelo.
4. Calcular el asentamiento de cada capa causado por el aumento del esfuerzo:
(18.68)
¢Sc(i) c
¢e(i)
1 e0(i)
dHi
donde
Sc(i) asentamiento de consolidación de la capa i
e(i) cambio de la relación de vacíos causados por el aumento del esfuerzo en la capa i
eo(i) relación de vacíos inicial de la capa i (antes de la construcción)
Hi espesor de la capa i (Nota: En la figura 18.28, para la capa 2, Hi L1; para la capa 3,
Hi L2, y para la capa 4, Hi L3).
Las relaciones de e(i) se dan en el capítulo 9.
5. Calcular el asentamiento total de consolidación del grupo de pilotes como
Sc(g) a Sc(i) (18.69)
Se debe tener en cuenta que el asentamiento de consolidación de los pilotes puede ser iniciado
por los rellenos colocados en las inmediaciones, cargas de pisos adyacentes y disminución de
los niveles freáticos.

584
Ejemplo 18.14
En la figura 18.29 se muestra un grupo de pilotes en arcilla. Determine el asentamiento de
consolidación de los grupos de pilotes. Todas las arcillas están normalmente consolidadas.
Solución
Debido a que los pilotes son de 15 m de longitud cada uno, la distribución del esfuerzo co-
mienza a una profundidad de 10 m por debajo de la parte superior del pilote. Se tiene Qg
2000 kN.
Cálculo del asentamiento de la capa de arcilla 1
Para arcillas normalmente consolidadas,
¢Sc(1) c
Cc(1)H1
1 e0(1)
dlog c
sœ
o(1) ¢sœ
(1)
sœ
o(1)
d
Figura 18.28 Asentamiento de consolidación de un grupo de pilotes
Capa de arcilla 1
Capa de arcilla 1
Nivel
freático
Capa de arcilla 2
Capa de arcilla 2
Capa de arcilla 1
Capa de arcilla 2
Capa de arcilla 3
Capa de arcilla 4
Roca

Por lo tanto,
0.1624 m 162.4 mm
¢Sc(1) c
(0.3)(7)
1 0.82
dlogc
134.8 51.6
134.8
d
sœ
o(1) 2(16.2) 12.5(18.0 9.81) 134.8 kN/m2
¢sœ
(1)
Qg
(Lg z1)(Bg z1)
2000
(3.3 3.5)(2.2 3.5)
51.6 kN/m2
Asentamiento de la capa 2
¢sœ
(2)
2000
(3.3 9)(2.2 9)
14.52 kN/m2
sœ
o(2) 2(16.2) 16(18.0 9.81) 2(18.9 9.81) 181.62 kN/m2
¢Sc(2) c
Cc(2)H2
1 eo(2)
dlogc
sœ
o(2) ¢sœ
(2)
sœ
o(2)
d
Arena
Nivel
freático
Grupo
de
pilotes
Arcilla
Roca
Gr
rupo de pilotes
(No a escala)
Figura 18.29

586
Por lo tanto,
0.0157 m 15.7 mm
¢Sc(2) c
(0.2)(4)
1 0.7
dlogc
181.62 14.52
181.62
d
Asentamiento de la capa 3
¢Sc(3) c
(0.25)(2)
1 0.75
dlogc
208.99 9.2
208.99
d 0.0054 m 5.4 mm
¢sœ
(3)
2000
(3.3 12)(2.2 12)
9.2 kN/m2
sœ
o(3) 181.62 2(18.9 9.81) 1(19 9.81) 208.99 kN/m2
Por lo tanto, el asentamiento total es
Sc(g) 162.4 15.7 5.4 183.5 mm
18.19 Resumen
A continuación se presenta un resumen de los temas importantes tratados en este capítulo.
1. Dependiendo de la carga estructural, las condiciones ambientales y la profundidad de
penetración necesaria, los pilotes pueden estar hechos de acero, concreto y madera. En
ciertas circunstancias, también se utilizan los pilotes compuestos.
2. Los pilotes de carga puntual transmiten la mayor parte de la carga estructural hasta la
roca madre o línea de material rocoso ubicada a una profundidad razonable.
3. En pilotes de fricción, la mayor parte de la carga estructural es soportada por la
resistencia a la fricción en la interfaz pilote-suelo.
4. Dependiendo de la naturaleza de la colocación, los pilotes pueden ser clasificados como
pilotes con o sin desplazamiento.
5. En suelos granulares, la resistencia en la punta [ecuaciones (18.13) y (18.14)]
Qp Ap q¿N*
q 50N*
q tan f
En arcillas saturadas [ecuación (18.16)]
Qp 9cuAp
6. En suelos granulares, la resistencia a la fricción [ecuaciones (18.17) y (18.18)],
Qs p Lf (p)( L)(K o tan )
La profundidad crítica hasta el esfuerzo efectivo vertical, s¿
o, aumenta, es
aproximadamente 15D. Para L 15, s¿o permanece constante.
7. La resistencia superficial (Qs) en suelos cohesivos se puede determinar por los métodos a,
l y b [ecuaciones (18.25) a (18.34)].
8. El asentamiento elástico de los pilotes es la suma de la compresión del pilote, el
asentamiento causado por la carga soportada en la punta y el asentamiento causado por la
carga transmitida a lo largo del eje del pilote (sección 18.12).
9. La fricción superficial negativa es una fuerza de arrastre hacia abajo sobre el pilote
debido a la consolidación de las capas de arcilla.

Problemas 587
10. La eficiencia (h) del grupo de pilotes es [ecuación (18.59)]
h
Qu(g)
©Qu
Para pilotes clavados en arena, cuando la separación de centro a centro del pilote (d) es
igual o superior a 3D (D diámetro del pilote), el valor de h puede tomarse como 1.
Para pilotes excavados en la arena, cuando d 3D, el valor de h es cerca de 2/3 a 3/4.
11. La capacidad de grupo para pilotes en arcilla debe ser estimada para las dos condiciones
siguientes: (a) los pilotes podrán actuar individualmente, por lo que Qg
Qu, y (b) los
pilotes agrupados pueden actuar como un bloque con dimensiones de Lg Bg L [ver
ecuación (18.61)]. El menor de los dos valores estimados arriba es la capacidad de grupo.
Problemas
18.1 Un pilote de concreto tiene 12 m de largo y 356 mm 356 mm de sección transversal. El
pilote está completamente incrustado en la arena, por lo que g 17.5 kN/m3 y f 30°.
a. Calcule la carga última de la punta, Qp. [Utilice la ecuación (18.13).]
b. Determine la resistencia total a la fricción de K 1.3 y d¿ 0.8 f¿. [Use las
ecuaciones (18.l7), (18.18) y (18.19).]
18.2 Repita el problema 18.1 para g 18.4 kN/m3 y f¿ 37°.
18.3 Un pilote de tubería de tipo cerrado se muestra en la figura 18.30.
a. Encuentre el punto de carga última.
b. Determine la resistencia máxima a la fricción, Qs, usando K 1.4 y d¿ 0.6 f¿.
c. Calcule la carga admisible del pilote; use FS 4.
Figura 18.30
3.05 m
15.24 m
3.05 m ⬘
⬘
⬘
⬘
40°
32°
32°
381mm
⬘
⬘
18.24 kN/m3
15.72 kN/m3
19.24 kN/m3
Arena
Nivel
freático
Arena
Arena

588
18.4 A continuación se presenta la variación del N60 con la profundidad en un depósito de
suelo granular. Un pilote de concreto de 9 m de largo (0.305 m 0.305 m en sección
transversal) es colocado y clavado completamente en la arena.
Profundidad (m) N60
1.5 4
3.0 8
4.5 7
6.0 5
7.5 16
9.0 18
10.5 21
11.0 24
12.5 20
14.0 19
Estime la capacidad de carga admisible del pilote (Qadm). Utilice FS 4 y las
ecuaciones de Meyerhof [ecuaciones (18.15) y (18.20)].
18.5 Un pilote de concreto de 15 m de largo con una sección transversal de 380 mm 380
mm está completamente incrustado en una capa de arcilla saturada. Para la arcilla,
gsat 18 kN/m3, f 0 y cu 80 kN/m2. Suponga que el nivel freático se encuentra
por debajo de la punta del pilote. Determine la carga admisible que el pilote puede
soportar (FS 3). Utilice el método a para estimar la resistencia de la superficie.
18.6 Repita el problema 18.5 utilizando el método l para estimar la resistencia de la superficie.
18.7 En la figura 18.31 se muestra un pilote de concreto con 381 mm 381 mm de sección
transversal. Calcule la resistencia máxima de la superficie utilizando cada uno de los
siguientes métodos:
a. Método a
b. Método l
c. Método b
Utilice f¿R 25° para todas las arcillas, que están normalmente consolidadas.
Figura 18.31
6 32
78
2
Arcilla limosa
Arcilla limosa
Nivel freático
381 mm

Problemas 589
18.8 Un pilote de acero (sección en H; HP 360 1.491; véase tabla 18.l) es clavado en una
capa de arenisca. La longitud del pilote es de 18.9 m. A continuación se presentan las
propiedades de la arenisca:
Resistencia a la compresión no confinada qu(laboratorio) 78.7 MN/m2
Ángulo de fricción 36º
Usando un factor de seguridad de 3, estime la carga admisible de punta que puede ser
soportada por el pilote. Utilice la ecuación (18.39).
18.9 Un pilote de concreto tiene 18 m de largo y una sección transversal de 405 mm 405 mm.
El pilote está incrustado en arena que tiene g 17.5 kN/m3 y f¿ 36°. La carga de
trabajo admisible es de 650 kN. Si 450 kN son aportados por la resistencia a la fricción
y 200 kN desde el punto de carga, determine el asentamiento elástico del pilote. Aquí,
Ep 21 106 kN/m2, Es 28 103 kN/m2, mS 0.4 y z 0.6.
18.10 Un pilote de acero (sección en H; HP 330 1.462; véase tabla 18.1) es clavado por un
martillo. La energía máxima estimada del martillo es de 50 kN-m, el peso del ariete es
de 58 kN y la longitud del pilote es de 25 m. También se dan los siguientes valores:
• Coeficiente de restitución 0.3
• Peso del encepado 4.3 kN
• Eficiencia del martillo 0.8
• Número de golpes en los últimos 25.4 mm de penetración 12
• Ep 207 106 kN/m2
Estime la capacidad del pilote con la ecuación (18.52). Utilice FS 4.
18.11 Resuelva el problema 18.10 usando la fórmula danesa [ecuación (18.53)]. Utilice FS 3.
18.12 La figura 18.24a muestra un pilote. Sea L 20 m, D 450 mm, Hf 4 m,
gf 17.5 kN/m3, f¿llenado 25°. Determine la fuerza de resistencia total hacia abajo
del pilote. Suponga que el relleno se encuentra por encima del nivel freático y que
d¿ 0.5f¿llenado.
18.13 Consulte la figura 18.24b. Sea L 15.24 m, gllenado 17.29 kN/m3, gsat(arcilla)
19.49 kN/m3, f¿arcilla 20°, Hf 3.05 m y D 0.406 m. El nivel freático coincide con
la parte superior de la capa de arcilla. Determine la fricción total hacia abajo del pilote.
Suponga que d ¿ 0.6f¿arcilla.
18.14 En la figura 18.32 se muestra el plano de un grupo de pilotes. Suponga que los pilotes
se insertan en una arcilla homogénea saturada que tiene cu 80 kN/m2. Para los
pilotes, D 356 mm, separación de centro a centro 850 mm y L 22 m. Encuentre
la capacidad de carga admisible del grupo de pilotes. Utilice FS 3.
Figura 18.32

Figura 18.33
Figura 18.34
Arcilla
Arcilla
Arcilla
20
18
19
3
0.24
17
15
2500
5
0.35
Nivel
freático
Arena
Arcilla normalmente consolidada
Grupo
de pilotes
Roca

Referencias 591
18.15 En la figura 18.33 se muestra la sección de un grupo de pilotes de 4 4 en una arcilla
saturada estratificada. Los pilotes son de sección cuadrada (356 mm 356 mm). La
separación de centro a centro de los pilotes, d, es de 850 mm. Suponiendo que el nivel
freático se encuentra a 3 m por debajo de la punta del pilote, determine la capacidad de
carga admisible del grupo de pilotes. Utilice FS 4.
18.16 La figura 18.34 muestra un grupo de pilotes en arcilla. Determine el asentamiento de
consolidación del grupo.
Referencias
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Practice, No. 17, American Society of Civil Engineers, New York.
Baligh, M. M., Vivatrat, V., and Pigi, H. (1978). “Downdrag on Bitumen-Coated Piles,” Journal of the
Geotechnical Engineering Division, American Society of Civil Engineers, Vol. 104, No. GT11,
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technical Engineering Division, American Society of Civil Engineers, Vol. 102, No. GT3, 197–228.
Nottingham, L. C., and Schmertmann, J. H. (1975). An Investigation of Pile Capacity Design Proce-
dures, Research Report No. D629, Department of Civil Engineering, University of Florida, Gaines-
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Vesic, A. S. (1977). Design of Pile Foundations, National Cooperative Highway Research Program Syn-
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Vijayvergiya, V. N., and Focht, J. A., Jr. (1972). A New Way to Predict Capacity of Piles in Clay,
Offshore Technology Conference Paper 1718, Fourth Offshore Technology Conference, Houston.

Capítulo 19: Pozos perforados
592
19.1 Introducción
Los pozos perforados son esencialmente pilotes de concreto vaciados in situ con diámetros
iguales o superiores a 750 mm, con o sin refuerzo de acero y con o sin fondo ampliado. El uso
en cimentaciones de pozos perforados tiene varias ventajas, algunas de las cuales se enumeran
a continuación.
• Un solo pozo perforado puede ser utilizado en lugar de un grupo de pilotes y encepado.
• La construcción de pozos perforados en depósitos de arena densa y grava es más fácil que
clavar pilotes.
• Los pozos perforados se pueden construir antes de que concluyan las operaciones de nivelación.
• Cuando los pilotes son clavados por un martillo, la vibración del suelo puede causar daño a
las estructuras cercanas, lo que no ocurre con el uso de pozos perforados.
• Los pilotes clavados en suelos arcillosos pueden producir agitación del suelo y provocar
que los pilotes clavados previamente se muevan en forma lateral. Esto no ocurre durante la
construcción de pozos perforados.
• No hay ruido de martillo durante la construcción de pozos perforados, ya que sólo se pre-
senta durante el clavado de pilotes.
• Debido a que la base de un pozo perforado se puede agrandar, proporciona una gran resis-
tencia al aumento de carga.
• La superficie sobre la que se construye la base del pozo perforado puede ser inspeccionada
visualmente.
• La construcción de pozos perforados generalmente utiliza un equipo móvil que, en condicio-
nes adecuadas de suelo, puede llegar a ser más económico que los métodos de construcción
de pilotes.
• Los pozos perforados tienen una alta resistencia a las cargas laterales.
Existen también varios inconvenientes en la utilización de la construcción de pozos perfora-
dos. La operación de vaciado puede ser retrasada por el mal tiempo y siempre necesita una estrecha
supervisión. También, como en el caso de los cortes apuntalados, las excavaciones profundas para
pozos perforados pueden causar la pérdida considerable de terreno y daño a las estructuras cercanas.
C A P Í T U L O 19
Pozos perforados
592

En este capítulo se discutirán los procedimientos de construcción y la estimación de las
capacidades última y admisible de carga (con base en la consideración del asentamiento) de los
pozos perforados.
19.2 Tipos de pozos perforados
Los pozos perforados se clasifican de acuerdo con la forma en que están diseñados para transferir
la carga estructural al sustrato. La figura 19.1a muestra un pozo perforado que tiene un eje recto.
Se extiende a través de la(s) capa(s) superior(es) de un suelo pobre y su punta se apoya sobre una
sólida capa de suelo o roca. El pozo puede ser revestido con una carcasa de acero o tubería cuando
sea necesario (como en el caso del revestimiento de los pilotes de concreto vaciado en el lugar).
Para tales pozos, la resistencia a la carga aplicada puede desarrollarse a partir del extremo de apo-
yo y también de la fricción lateral en el perímetro del eje y la interfaz de suelo.
Un pozo perforado con campana (figuras 19.1b y c) se compone de un pozo recto con
una campana en la parte inferior, que se apoya en buena tierra de soporte. La campana puede
construirse en la forma de una cúpula (figura 19.1b) o puede estar en ángulo (figura 19.1c). Para
campanas en ángulo, las herramientas de ensanchamiento disponibles en el mercado pueden
hacer ángulos de 30º a 45º con la vertical.
Los pozos rectos también pueden extenderse en una capa de roca subyacente (figura
19.1d). En el cálculo de la capacidad de carga de este tipo de pozos perforados, los ingenieros
tienen en cuenta la resistencia de punta y el esfuerzo cortante desarrollado a lo largo del perí-
metro del eje y la interfaz de roca.
19.3 Procedimientos de construcción
El procedimiento de construcción más común usado en Estados Unidos implica la perforación
rotatoria. Hay tres tipos principales de métodos de construcción, que pueden clasificarse como:
(a) método en seco, (b) método con carcasa y (c) método húmedo. A continuación se da una
breve descripción de cada método.
Figura 19.1 Tipos de pozos perforados: (a) pozo recto; (b) y (c) pozos con campana; (d) pozos rectos
encajados en la roca
Suelo
blando
Suelo
blando
Roca o
suelo duro Roca
a
Buen
suelo de apoyo o suelo
con buena capacidad
portante
(b)
Buen
suelo de apoyo o suelo
con buena capacidad
portante
(c)
o

594
Método de construcción en seco
Este método se emplea en suelos y rocas que están por encima del nivel freático y no cederán
cuando el agujero se taladra hasta la profundidad total. La secuencia de la construcción, como
se muestra en la figura 19.2, es la siguiente:
1. Se completa la excavación (acampanada si se desea) utilizando herramientas de
perforación adecuadas y los escombros se depositan en las inmediaciones (figura 19.2a).
2. A continuación se vierte el concreto en el orificio cilíndrico (figura 19.2b).
3. Si se desea, se coloca una jaula de barras de refuerzo sólo en la parte superior del pozo
(figura 19.2c).
4. El vaciado se completa y el pozo perforado será como se muestra en la figura 19.2d.
La figura 19.3 muestra el equipo de perforación para la construcción de un pozo en el cam-
po. La figura 19.4 muestra el vertido del concreto con la jaula de barras de refuerzo en su lugar.
Método de construcción con carcasa
Este método se utiliza en suelos o rocas en los que es probable que ocurran derrumbes o defor-
mación excesiva cuando se excava el pozo. La secuencia de construcción se muestra en la figura
19.5 y se puede explicar de la siguiente manera:
Figura 19.2 Método de construcción en seco: (a) inicio de la perforación; (b) vaciado del concreto;
(c) colocación de la jaula de refuerzo; (d) terminación del pozo (Después de O’Neill y Reese, 1999)
Suelo competente,
sin derrumbes
(d)
Suelo competente,
sin derrumbes
(a) (b)
(c)
Suelo competente,
sin derrumbes
Surface
casing, if
required
Suelo competente,
sin derrumbes
Conducto de
vaciado
Revestimiento
superficial
(si es necesario)

1. Se inicia el procedimiento de excavación, como en el caso del método de construcción en
seco descrito anteriormente (figura 19.5a).
2. Cuando se encuentran cavidades en el suelo, se introduce en el pozo una suspensión de
bentonita (figura 19.5b). La perforación se continúa hasta que la excavación va más allá
del suelo cavernoso y se encuentra una capa de suelo impermeable o roca.
3. Entonces se introduce en el orificio una carcasa (figura 19.5c).
4. La suspensión es extraída de la carcasa usando una bomba sumergible (figura 19.5d).
5. Se introduce en el agujero un taladro más pequeño que puede pasar a través de la carcasa
y se continúa la excavación (figura 19.5e).
6. A continuación, si es necesario, la base del agujero excavado se puede ampliar con el uso
de un ensanchador (figura 19.5f).
7. Si se necesita acero de refuerzo, la jaula de barras de refuerzo debe extenderse a toda
la longitud de la excavación. A continuación se vierte el concreto en la excavación y la
carcasa es retirada gradualmente (figura 19.5g).
8. La figura 19.5h muestra el pozo perforado terminado.
Figura 19.3 Perforación para la construcción de un pozo en el campo (Cortesía de Anand J. Puppala,
Universidad de Texas en Arlington, Arlington, Texas)

596
Método de construcción húmedo
Este método se conoce a veces como el método de desplazamiento de lechada, y se utiliza para
mantener el pozo abierto durante todo el proceso de la excavación (figura 19.6). Los siguientes
son los pasos a seguir en el método de construcción húmedo.
1. La excavación se continúa hasta la profundidad total con la lechada (figura 19.6a).
2. Si se requiere refuerzo, se coloca la jaula de barras de refuerzo en la lechada (figura
19.6b).
3. Se coloca entonces el concreto que desplazará el volumen de lechada en el agujero de
perforación (figura 19.6c).
4. La figura 19.6d muestra el pozo perforado terminado.
19.4 Estimación de la capacidad de soporte de carga
La carga última de pozo perforado (figura 19.7) es
Qu Qp Qs (19.1)
donde
Qu carga última
Qp capacidad de carga máxima en la base
Qs resistencia a la fricción (superficial)
Figura 19.4 Vertido del concreto con la jaula de barras de refuerzo en su lugar (Cortesía de Anand J.
Puppala, Universidad de Texas en Arlington, Arlington, Texas)

19.4 Estimación de la capacidad de soporte de carga 597
Figura
19.5
Método
de
construcción
con
carcasa:
(a)
inicio
de
la
perforación,
(b)
perforación
con
lechada,
(c)
introducción
de
la
carcasa,
(d)
la
carcasa
se
cierra
herméticamente
y
se
extrae
la
lechada
desde
el
interior
de
la
carcasa,
(e)
perforación
por
debajo
de
la
carcasa,
(f)
ensanchamiento,
(g)
eliminación
de
carcasa,
(h)
pozo
terminado
(Después
de
O’Neill
y
Reese,
1999)
(c)
(d)
(a)
Lechada
(b)
(e)
(f)
(g)
(h)
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cohesivo
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Suelo
competente
Nivel
del
fluido
de
concreto
Lechada
extraída
del
espacio
entre
la
carcasa
y
el
suelo
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
cavernoso
Suelo
cohesivo

598
La ecuación para la carga última de la base es similar a la de cimentaciones superficiales
y se puede expresar como:
(19.2)
Qp Ap a c¿NcFcsFcdFcc q¿NqFqsFqdFqc
1
2
g¿NgFgsFgdFgc b
donde
c¿ cohesión
Nc, Nq, Ng factores de capacidad de soporte
Fcs, Fqs, Fgs factores de forma
Fcd, Fqd, Fgd factores de profundidad
Fcc, Fqc, Fgc factores de compresibilidad
g¿ peso unitario efectivo de suelo en la base del pozo
q¿ esfuerzo efectivo vertical en la base del pozo
Ap área de la base
p
4
Db
2
Figura 19.6 Método de construcción húmedo: (a) perforación de la profundidad completa con lechada;
(b) colocación de la jaula de refuerzo; (c) vaciado del concreto; (d) pozo terminado (Después de O’Neill
y Reese, 1999)
(a) (b)
(c) (d)
Suelo cohesivo Suelo cohesivo
Suelo cohesivo
Suelo cohesivo
Suelo cavernoso
Suelo cavernoso
Suelo cavernoso
Suelo cavernoso
Lechada
Sumidero

En la mayoría de casos, el último término (el que contiene a Ng) es despreciado, excepto
en el caso de un pozo relativamente corto. Con este supuesto, podemos escribir
(19.3)
Qu Ap (c¿NcFcsFcdFcc q¿NqFqsFqdFqc) Qs
La expresión de la resistencia a la fricción o superficial, Qs, es similar a la de los pilotes:
Qs
L1
0
pf dz
donde
p perímetro del eje pDs
f resistencia unitaria a la fricción (o superficial)
19.5 Pozos perforados en arena: carga última neta
Estimación de Qp
Para un pozo perforado con su base situada en un suelo granular (es decir, c¿ 0), la capacidad
última neta de carga en la base puede obtenerse a partir de la ecuación (19.3) como
(19.4)
Qp(neta) Ap[q (Nq 1)FqsFqd Fqc]
Figura 19.7 Capacidad última de carga de pozos perforados: (a) con campana; (b) pozo recto
Suelo Suelo

600
El factor de capacidad de carga, Nq, para varios ángulos de fricción del suelo (f¿) se puede
tomar de la tabla 16.2. También se da en la tabla 19.1. Además,
(19.5)
(19.6)
radián
(19.7)
C 2 tan f¿(1 sen f¿)2
u
Fqd 1 C tan 1
a
L
Db
b
Fqs 1 tan f
Las variaciones de Fqs y C con f¿ se dan en la tabla 19.1.
De acuerdo con Chen y Kulhawy (1994), Fqc se puede calcular de la siguiente manera.
Paso 1. Calcular el índice de rigidez como crítico
(19.8)
Icr 0.5 exp c2.85 cota 45
f¿
2
b d
donde Icr índice de rigidez crítica (véase tabla 19.1)
Paso 2. Calcular el índice de rigidez reducida como
(19.9)
Irr
Ir
1 Ir¢
Nq Fqs C lcr s n
(grados) (Tabla 16.2) (Ec. 19.5) (Ec. 19.5) (Ec. 19.8) (Ec. 19.12) Ec. 19.14)
25 10.66 1.466 0.311 43.84 0.100 0.00500
26 11.85 1.488 0.308 47.84 0.115 0.00475
27 13.20 1.510 0.304 52.33 0.130 0.00450
28 14.72 1.532 0.299 57.40 0.145 0.00425
29 16.44 1.554 0.294 63.13 0.160 0.00400
30 18.40 1.577 0.289 69.63 0.175 0.00375
31 20.63 1.601 0.283 77.03 0.190 0.00350
32 23.18 1.625 0.276 85.49 0.205 0.00325
33 26.09 1.649 0.269 95.19 0.220 0.00300
34 29.44 1.675 0.262 106.37 0.235 0.00275
35 33.30 1.700 0.255 119.30 0.250 0.00250
36 37.75 1.727 0.247 134.33 0.265 0.00225
37 42.92 1.754 0.239 151.88 0.280 0.00200
38 48.93 1.781 0.231 172.47 0.295 0.00175
39 55.96 1.810 0.223 196.76 0.310 0.00150
40 64.20 1.839 0.214 225.59 0.325 0.00125
41 73.90 1.869 0.206 259.98 0.340 0.00100
42 85.38 1.900 0.197 301.29 0.355 0.00075
43 99.02 1.933 0.189 351.22 0.370 0.00050
44 115.31 1.966 0.180 412.00 0.385 0.00025
45 134.88 2.000 0.172 486.56 0.400 0.00000
Nq, Fqs, C, Icr, s y n con
Tabla 19.1 Variación de
Ángulo
de fricción
del suelo, F¿

donde
Ir índice de rigidez del suelo (19.10)
Es
2(1 ms)q¿ tan f¿
en la que
Es módulo de elasticidad drenada del suelo mpa (19.11)
pa presión atmosférica ( 100 kN/m2)
m •
100 a 200 (suelo suelto)
200 a 500 (suelo de densidad media)
500 a 1000 (suelo denso)
ms coeficiente de Poisson del suelo 0.1 0.3a
f¿ 25
20
b
(para 25º 45º) (véase tabla 16.1) (19.12)
(19.13)
(19.14)
n 0.005a1
f¿ 25
20
b (véase tabla 19.1)
¢ n
q
pa
Paso 3. Si Irr Icr, entonces
Fqc )
5
1
.
9
1
(
1
Sin embargo, si Irr Icr, entonces
(19.16)
Fqc expe(1 3.8 tan f¿) c
(3.07 sen f¿)(log10 2Irr)
1 sen f¿
d f
La magnitud de Qp(neta) se puede estimar razonablemente de una relación basada en el análisis
de Berezantzev et al. (1961), que se puede expresar como
(19.17)
Qp(neta) Apq (vN*
q 1)
donde
0.21e0.17
(Nota: )
8
1
.
9
1
(
)
está en grados
factor de corrección véase figura 19.8
f a
L
Db
b ;
N*
q
Estimación de Qs
La resistencia a la fricción en la carga última, Qs, desarrollada en un pozo perforado puede
calcularse a partir de la relación dada en la sección 19.4, en la cual
p perímetro del pozo pDs
f resistencia unitaria a la fricción (o superficial) Ks¿
o tan d¿ (19.19)

602
donde
K coeficiente de presión de tierra Ko 1 – sen f¿
s¿o esfuerzo efectivo vertical a cualquier profundidad z
Por lo tanto,
(19.20)
Qs
L1
0
pf dz pDs(1 sen f¿)
L1
0
sœ
o tan d¿ dz
El valor de s¿o se incrementa a una profundidad aproximada de 15Ds y después de eso puede
permanecer constante, como se muestra en la figura 18.13.
Carga neta admisible Qadm(neta)
Se debe aplicar un factor de seguridad adecuado a la carga última para obtener la carga admi-
sible neta, o
(19.21)
Qadm(neta)
Qp(neta) Qs
FS
Figura 19.8 Variación de Ȧ con f¿ y L/Db
Ángulo de fricción del suelo, (grados)

19.6 Pozos perforados en arcilla: carga última neta
Para arcillas saturadas con f 0, el factor de capacidad de carga Nq en la ecuación (19.3) es
igual a la unidad. Por lo tanto, para este caso,
Qp(neta) ApcuNcFcsFcdFcc (19.22)
donde cu cohesión no drenada.
Suponiendo que L 3Db, podemos reescribir la ecuación (19.22) como
(19.23)
Qp(neta) ApcuN*
c
donde
N*
c NcFcsFcdFcc teniendo factor de capacidad 1.33 [(ln Ir) 1] (19.24)
Ir índice de rigidez del suelo
Para f 0 condiciones, Ir puede ser definido como
(19.25)
Ir
Es
3cu
Es donde Es módulo de elasticidad del suelo.
O¿Neill y Reese (1999) presentaron una relación aproximada entre cu y Es/3cu. La tabla
19.2 proporciona los valores interpolados de esta relación.
Para todos los propósitos prácticos, si cu es igual a o mayor que 100 kN/m2, la magnitud
de N*
e es 9.
La expresión para la resistencia de la superficie de pozos perforados en arcilla es similar
a la ecuación (18.28), o
(19.26)
Qs a
L L1
L 0
a*cup¢L
donde p perímetro de la sección transversal del pozo. El valor de Į* que puede ser utilizado
en la ecuación (19.26) no se ha establecido plenamente. Sin embargo, los resultados de las
pruebas de campo disponibles en este momento indican que Į* puede variar entre 1.0 y 0.3.
cu cu
(kN/m2
m
/
N
k
(
) 2
)
25 25 125 270
50 145 150 285
75 219 175 292
100 250 200 300
Es
3cu
Es
3cu
Tabla 19.2 Variación aproximada de Es/3cu con cu
(Interpolado de O’Neill y Reese, 1999)

604
Kulhawy y Jackson (1989) informaron los resultados de la prueba de campo de 106 pozos
perforados sin campana: 65 en levantamiento y 41 en compresión. La mejor correlación para la
magnitud de Į* obtenida a partir de estos resultados es
(19.27)
a* 0.21 0.25a
pa
cu
b 1
donde pa presión atmosférica 100 kN/m2 y cu está en kN/m2. Así, de manera conservadora,
se puede suponer que
(19.28)
a* 0.4
Ejemplo 19.1
En la figura 19.9 se muestra un perfil de suelo. Un pozo perforado de soporte puntual con
una campana se coloca en una capa de arena densa y grava. Determine la carga admisible
que el pozo perforado podría soportar. Utilice la ecuación (19.4) y un factor de seguridad de 4.
Considere Ds 1 m y Db 1.75 m. Para la capa de arena densa, f¿ 36°; Es 500pa.
Ignore la resistencia a la fricción del pozo.
Solución
Se tiene
Qp(neta) Ap[q (Nq 1)FqsFqdFqc]
Qu
16.2 kN/m3
19.2 kN/m3
36°
1.75 m
Arena suelta
Arena densa
r n n
Arena densa
a
a
Figura 19.9

y
q (6)(16.2) (2)(19.2) 135.6 kN/m2
Para f¿ 36º, de la tabla 19.1, Nq 37.75. Además,
Fqs 1.727
y
1 0.247 tan 1
a
8
1.75
b 1.335
Fqd 1 C tan 1
a
L
Db
b
Icr 0.5 expc2.85 cota45
f¿
2
b d 134.3 (Vea tabla 19.1)
De la ecuación (19.11), Es mpa. Con m 500, se tiene
Es (500)(100) 50 000 kN/m2
De la ecuación 19.12 y la tabla 19.1,
s 0.265
Por lo tanto,
Ir
Es
2(1 ms)(q )(tan f )
50 000
2(1 0.265)(135.6)(tan 36)
200.6
Irr
Ir
1 Ir¢
con
¢ n
q¿
pa
0.00225a
135.6
100
b 0.0031
resulta que
Irr
200.6
1 (200.6)(0.0031)
123.7
Irr es menor que Icr. Por lo tanto, de la ecuación (19.16)
exp e( 3.8 tan 36) c
(3.07 sen 36) log(2 123.7)
1 sen 36
d f 0.958
Fqc exp e( 3.8 tan f¿) c
(3.07) sen f¿)(log10 2Irr)
1 sen f¿
d f

606
Por lo tanto,
y
Qp(adm)
Qp(neta)
FS
26 474
4
6619 kN
Qp(neta) c a
p
4
b (1.75)2
d(135.6)(37.75 1)(1.727)(1.335)(0.958) 26 474 kN
Ejemplo 19.2
Resuelva el ejemplo 19.1 utilizando la ecuación (19.17).
Solución
La ecuación (19.17) indica que
Qp(neta) Apq ( Nq
* 1)
De la ecuación (19.18) se tiene
0.21e0.17
0.21e(0.17)(36)
95.52
y
L
Db
8
1.75
4.57
Nq
*
De la figura 19.8; para f¿ 36º y L/Db 4.57, el valor de v es alrededor de 0.83. Por lo tanto,
y
Qp(adm)
25 532
4
6383 kN
Qp(neta) c a
p
4
b(1.75)2
d(135.6)[(0.83)(95.52) 1] 25 532 kN
Ejemplo 19.3
La figura 19.10 muestra un pozo perforado sin una campana. Aquí, L1 8 m, L2 3 m,
Ds 1.5 m, cu(1) 50 kN/m2 y cu(2) 105 kN/m2. Determine
a. La capacidad última de carga neta en la punta
b. La resistencia última superficial
c. La carga de trabajo, Qw (FS 3)
Utilice las ecuaciones (19.23), (19.26) y (19.28).
Solución
Inciso a
Qp(neta) Apcu(2)Nc
* Apcu(2)Nc
* c a
p
4
b(1.5)2
d(105)(9) 1670 kN
(Nota: Ya que cu(2)pa 1, N*
c 9.)

L1
Ds
Arcilla
Arcilla
cu (1)
cu (2)
L2
Figura 19.10 Pozo de perforación sin una campana
Inciso b
Qs ga*cup¢L
p pDs (3.14)(1.5) 4.71 m
a* 0.4
y
Qs (0.4)(4.71)[(50 8) (105 3)] 1347 kN
Inciso c
Qw
Qp (neta) Qs
FS
1670 1347
3
1005.7 kN
19.7 Asentamiento de pozos perforados
El asentamiento de los pilotes perforados con carga de trabajo se calcula de manera similar a
la descrita en la sección 18.12. En muchos casos, la carga soportada por la resistencia del pozo
es pequeña en comparación con la carga soportada en la base. En tales casos, la contribución
de Se(3) puede ser ignorada. Se debe tener en cuenta que, en las ecuaciones (18.43) y (18.44), el
término D debe ser sustituido por Db para pozos.
19.8 Capacidad de soporte de carga basada en
el asentamiento
Apoyándose en una base de datos de 41 pruebas de carga, Reese y O¿Neill (1989) propusieron
un método para calcular la capacidad de carga de pozos perforados. El método es aplicable a
los siguientes rangos:

608
1. Diámetro del pozo: Ds 0.52 a 1.2 m
2. Profundidad de la campana: L 4.7 a 30.5 m
3. cu 29-287 kN/m2
4. Resistencia a la penetración de campo estándar: N60 5 a 60
5. Relación de sobreconsolidación: 2 a 15
6. Asentamiento del concreto: 100-225 mm
Con referencia a la figura 19.11, el procedimiento de Reese y O¿Neill da como resultado
(19.29)
Qu a
N
i 1
fi p ¢Li qp Ap
donde
fi última unidad de resistencia al cizallamiento en la capa i
p perímetro del pozo pDs
qp resistencia unitaria en la punta
Ap área de la base ( /4)D2
b
Figura 19.11 Desarrollo de la ecuación (19.29)
Zona sin aporte
(únicamente suelo cohesivo)
Zonas sin aporte:
longitud (únicamente suelo cohesivo)
No se permite la transferencia
lateral de carga en el
perímetro de la campana

A continuación se presentan las relaciones de determinación Qu en suelos cohesivos y granu-
lares.
Suelo cohesivo
Sobre la base de la ecuación (19.29), tenemos
(19.30)
fi a*
i cu(i)
Se recomiendan los siguientes valores para a*
i :
a*
i 0 para la parte superior 1.5 m de diámetro y el fondo 1, Ds, del pozo perforado.
(Nota: Si Db Ds, entonces a* 0 para 1 diámetro por encima de la parte supe-
rior de la campana y de la zona periférica de la propia campana.)
a*
i 0.55 en otros lugares
y
(19.31)
qp (kN/m2
) 6cub a1 0.2
L
Db
b 9cub 3.83 MN/m2
donde cub cohesión no drenada promedio dentro de 2Db por debajo de la base (kN/m2).
Si Db es grande, el asentamiento excesivo se producirá en la carga de rotura por unidad
de área, qp, dado por la ecuación (19.31). Por lo tanto, para Db 1.9 m, qp puede ser sustituido
por qpr, o
(19.32)
qpr Frqp
donde
Fr (19.33)
1 (19.34)
2 (19.35)
c
kN/m2
7.787(cub)0.5
(0.5 c2 1.5)
0.0071 0.0021a
L
Db
b 0.015
2.5
0.0254c1Db (m) c2
1
Si se requiere la capacidad de soporte de carga a un nivel limitado de asentamiento, entonces se
pueden utilizar las tablas 19.3 y 19.4 para el procedimiento que se describe a continuación. Los
valores indicados en estas tablas se basan en la curva promedio de las observaciones de campo
hechas por Reese y O¿Neill (1989).
1. Seleccionar un valor de asentamiento, Se.
2. Calcular a
N
i 1
fip Li y qpAp, como se da en la ecuación (19.29).
3. Utilizar las tablas 19.3 y 19.4, así como los valores calculados en el paso 2, para
determinar la carga lateral y la carga de apoyo final.
4. La suma de la carga lateral y la carga de apoyo final es la carga aplicada total.

610
Suelos no cohesivos
Con base en la ecuación (19.29), se tiene
(19.36)
fi bsœ
ozi
donde
esfuerzo efectivo vertical a la mitad de la capa i
(19.37)
zi profundidad a la mitad de la capa i (m)
1.5 0.244z0.5
i (0.25 b 1.2)
sœ
ozi
Recientemente, Rollins et al. (2005) modificaron la ecuación (19.37) para arenas gravo-
sas como sigue:
Para arena con 25 a 50% de grava:
2.0 0.15zi
0.75
(0.25 (19.38)
1.8)
Para arena con más de 50% de grava:
3.4e 0.085zi (0.25 (19.39)
3.0)
Tabla 19.3 Transferencia normalizada de carga lateral con asentamiento para suelos cohesivos
(con base en la curva promedio)
)
%
(
)
%
(
5
9
.
0
8
.
0
0
4
9
.
0
0
.
1
8
4
.
0
2
9
.
0
2
.
1
4
7
.
0
1
9
.
0
4
.
1
6
8
.
0
9
8
.
0
6
.
1
1
9
.
0
5
8
.
0
8
.
1
5
9
.
0
2
8
.
0
0
.
2
5
5
9
.
0
0
1
.
0
2
.
0
3
.
0
4
.
0
6
.
0
7
.
0
Transferencia de
carga lateral
g fi p Li
Asentamiento
Ds
Transferencia de
carga lateral
g fi p Li
Asentamiento
Ds
Tabla 19.4 Transferencia normalizada de carga sobre la base con asentamiento para suelos
cohesivos (con base en la curva promedio)
)
%
(
)
%
(
1
5
9
.
0
0
1
7
9
.
0
3
6
3
.
0
1
7
9
.
0
8
7
5
.
0
1
7
9
.
0
1
2
7
.
0
1
7
9
.
0
4
0
8
.
0
1
7
9
.
0
3
6
8
.
0
1
7
9
.
0
0
.
4
0
.
5
0
.
6
0
.
7
0
.
8
0
.
9
0
.
0
1
2
0
9
.
0
0
5
.
0
0
.
1
5
.
1
0
.
2
5
.
2
0
.
3
Carga final
qp Ap
Asentamiento
Db
Carga final
qp Ap
Asentamiento
Db

En las ecuaciones (19.38) y (19.39), z está en metros (m).
La capacidad de carga en la punta es
(19.40)
qp (kN/m2
) 57.5N60 4.3 MN/m2
donde N60 número promedio de penetración estándar sin corregir dentro de una distancia de
2Db por debajo de la base del pozo perforado.
Al igual que en la ecuación (19.32), para el control del asentamiento excesivo la magnitud
de qp puede ser modificada de la siguiente manera:
(para Db
qpr
1.27
Db (m)
qp (19.41)
1.27 m)
Se pueden utilizar las tablas 19.5 y 19.6 para calcular la capacidad de carga basada en el
asentamiento. Las tablas 19.3 y 19.4 para la arcilla son similares.
Tabla 19.5 Transferencia normalizada de carga lateral con asentamiento para suelos no cohesivos
)
%
(
)
%
(
4
7
9
.
0
0
0
7
8
9
.
0
1
7
3
.
0
1
.
0
4
7
9
.
0
0
9
5
.
0
2
.
0
8
6
9
.
0
4
4
7
.
0
3
.
0
0
6
9
.
0
6
4
8
.
0
4
.
0
0
4
9
.
0
0
1
9
.
0
5
.
0
0
2
9
.
0
8
.
0
0
.
1
2
.
1
4
.
1
6
.
1
8
.
1
0
.
2
6
3
9
.
0
6
.
0
Asentamiento de
la carga lateral
g fi p Li
Asentamiento
Ds
Asentamiento de
la carga lateral
g fi p Li
Asentamiento
Ds
(con base en la curva promedio)
Tabla 19.6 Transferencia normalizada de carga sobre la base con asentamiento para suelos
)
%
(
)
%
(
0
1
.
1
6
0
0
0
2
.
1
7
2
3
.
0
1
9
2
.
1
8
6
5
.
0
2
8
3
.
1
9
3
7
.
0
3
4
4
.
1
0
1
7
8
.
0
4
5 0.98
Carga final
qp Ap
Asentamiento
Db
Carga final
qp Ap
Asentamiento
Db
no cohesivos (con base en la curva promedio)

612
Ejemplo 19.4
En la figura 19.12 se muestra un pozo perforado en un suelo cohesivo. Utilice el procedi-
miento descrito en esta sección para determinar:
a. La capacidad última de carga
b. La capacidad de carga para un asentamiento admisible de 12.7 mm
Solución
Inciso a
fi cu(i)
a*
i
De la figura 19.12,
cu(2) 57.5 kN/m2
cu(1) 38 kN/m2
¢L2 (6.1 3.66) Ds 2.44 0.76 1.68 m
¢L1 3.66 1.5 2.16 m
Arcilla
Arcilla
Arcilla
Figura 19.12

Por lo tanto,
234.6 kN
(0.55)(38)(p 0.76)(2.16) (0.55)(57.5)(p 0.76)(1.68)
a fi p ¢Li a a*
i cu(i)p ¢Li
qp 6cub a 1 0.2
L
Db
b (6)(144)c 1 0.2a
6.1 1.5
1.22
b d 1940 kN/m2
Comprobando:
qp 9cub (9)(144) 1296 kN/m2
1940 kN/m2
Así que, usando qp 1296 kN/m2:
Por lo tanto,
Qu cu(i)p Li qpAp 234.6 1515 1749.6 kN
aa*
i
qp Ap qp a
p
4
D2
b b (1296)c a
p
4
b(1.22)2
d 1515 kN
Inciso b
Se tiene
asentamiento admisible
Ds
12.7
(0.76)(1000)
0.0167 1.67%
De la tabla 19.3, para un asentamiento normalizado de 1.67%, la carga lateral normalizada
es aproximadamente 0.87. Por lo tanto, la carga lateral es
Otra vez,
Db
12.7
(1.22)(1000)
0.0104 1.04%
(0.87)a a fi p ¢Li b (0.87)(234.6) 204.1 kN
De la tabla 19.4, para un asentamiento normalizado de 1.04%, la carga final normalizada es
aproximadamente 0.58. Así que la carga sobre la base es
(0.58)(qpAp) (0.58)(1515) 878.7 kN
Por lo tanto, la carga total es
Q 204.1 878.7 1082.8 kN
Ejemplo 19.5
En la figura 19.13 se muestra un pozo perforado. El número estándar de penetración pro-
medio sin corregir (N60) dentro de una distancia de 2Db por debajo de la base del eje es de
aproximadamente 30. Determine
a. La capacidad de carga última
b. La capacidad de carga de un asentamiento de 12 mm. Utilice la ecuación (19.38).

614
Arena gravosa suelta
Arena gravosa suelta
Figura 19.13 Pozo perforado soportado por una densa capa de arena gravosa
Solución
Inciso a
De las ecuaciones (19.36) y (19.38),
fi ozi
y
2.0 0.15z0.75
Para este problema, zi 6/2 3 m, por lo tanto
2 (0.15)(3)0.75
1.658
y
ozi zi (16)(3) 48 kN/m2
Por lo tanto,
fi (48)(1.658) 79.58 kN/m2
y
qp 57.5N60 (57.5)(30) 1725 kN/m2
gfi p¢Li (79.58)(p 1)(6) 1500 kN

Problemas 615
Se debe considerar que Db es superior a 1.27 m. Así que se utiliza la ecuación (19.41).
qpr a
1.27
Db
bqp a
1.27
1.5
b(1725) 1461 kN/m2
Ahora,
qprAp (1461)a
p
4
1.52
b 2582 kN
Por lo tanto,
Qu(neta) qpr Ap gfi p¢Li 2582 1500 4082 kN
Inciso b
Se tiene
Ds
12
(1.0)(1000)
0.12 1.2%
La tabla 19.5 muestra que para un asentamiento normalizado de 1.2%, la carga normalizada
es de unos 0.974. Por lo tanto, la transferencia de carga lateral es (0.974)(1.500) 1461 kN.
Del mismo modo,
Db
12
(1.5)(1000)
0.008 0.8%
La tabla 19.6 indica que para un asentamiento normalizado de 0.8%, la carga base normali-
zada es de aproximadamente 0.25. Así que la carga de base es (0.25)(2582) 645.5 kN. Por
lo tanto, la carga total es
Q 1461 645.5 2102 kN
19.9 Resumen
A continuación se presenta un resumen de los temas tratados en este capítulo:
1. Dependiendo de las condiciones del subsuelo, se pueden construir pozos perforados
usando el método en seco, el método de carcasa y el método húmedo.
2. La capacidad última de carga de pozos perforados en suelos granulares puede estimarse
a partir de las ecuaciones (19.4) y (19.20). Del mismo modo, para pozos en arcilla se
pueden utilizar las ecuaciones (19.23) y (19.26) para la estimación de la capacidad última
en arcilla (concepto f 0).
3. El método de O¿Neill y Reese (1989) es un procedimiento para la determinación de la
capacidad de soporte de carga sobre la base de consideraciones de solución.
Problemas
19.1 En la figura 19.14 se muestra un pozo perforado. Para el pozo, L1 6 m, L2 3 m,
Ds 1.2 m y Db 2 m. Para el suelo, gc 15.6 kN/m3, cu 35 kN/m2,
gs 17.6 kN/m3 y f 35º. Determine la capacidad neta rodamiento punto permisible
(FS 3). Utilice la ecuación (19.17).
19.2 Repita el problema 19.1 utilizando la ecuación (19.4) y Es 600 pa.

616
19.3 Para el pozo perforado descrito en el problema 19.1, ¿qué resistencia superficial se
desarrollaría durante los primeros 6 m, que están en arcilla? Utilice las ecuaciones
(19.26) y (19.28).
19.4 La figura 19.15 muestra un pozo perforado sin una campana. Aquí, L1 6 m, L2 7 m,
Ds 1.5 m, cu(1) 50 kN/m2 y cu(2) 75 kN/m2. Encuentre estos valores:
a. La capacidad última de carga en la punta. Utilice las ecuaciones (19.23) y (19.24)
b. La resistencia última de la superficie. Utilice las ecuaciones (19.26) y (19.28)
c. La carga de trabajo, Qw (FS 3)
19.5 Para el pozo perforado descrito en el problema 19.4, estime el asentamiento elástico total
con la carga de trabajo. Utilice las ecuaciones (18.42), (18.44) y (18.45). Suponga que
Figura 19.15
Figura 19.14
⬘
⬘
Arcilla limosa
Arena
Arcilla
Arcilla

Referencias 617
Ep ⫽ 20 ⫻ 106 kN/m2, ms ⫽ 0.3, Es ⫽ 12 ⫻ 103 kN/m2, j ⫽ 0.65 y Cp ⫽ 0.03. Asuma
80% en movilización de la resistencia de la superficie a la carga de trabajo. (Véase el
inciso c del problema 19.4.)
19.6 Para el pozo perforado descrito en el problema 19.4, determine estos valores:
b. La capacidad de carga de un asentamiento de 25 mm
Utilice el procedimiento que se describe en la sección 19.8.
19.7 Consulte la figura 19.16, para la que L ⫽ 6 m, L1 ⫽ 5 m, Ds ⫽ 1.2 m, Db ⫽ 1.7 m,
gs ⫽ 15.7 kN/m3 y f¿ ⫽ 33º. El número de penetración estándar promedio sin corregir
dentro de 2Db por debajo de la base es 32. Determine estos valores:
b. La capacidad de carga de un asentamiento de 12.7 mm
Utilice el procedimiento que se describe en la sección 19.6.
Referencias
Berezantzev, V. G., Khristoforov, V. S., and Golubkov, V. N. (1961). “Load Bearing Capacity and
Deformation of Piled Foundations,” Proceedings, Fifth International Conference on Soil Mecha-
nics and Foundation Engineering, Paris, Vol. 2, 11–15.
Chen,Y.-J., and Kulhawy, F. H. (1994). “Case History Evaluation of the Behavior of Drilled Shafts
under Axial and Lateral Loading,” Final Report, Project 1493-04, EPRITR-104601, Geotechnical
Group, Cornell University, Ithaca, NY, December.
Kulhawy, F. H., and Jackson, C. S. (1989). “Some Observations on Undrained Side Resistance of Dri-
lled Shafts,” Proceedings, Foundation Engineering: Current Principles and Practices, American
Figura 19.16
⬘
Arena media
Densidad relativa

618
O’neill, M. W., and Reese, L. C. (1999). Drilled Shafts: Construction Procedure and Design Methods,
FHWA Report No. IF-99–025.
Reese, L. C., and O’neill, M. W. (1989). “New Design Method for Drilled Shafts from Common Soil and
Rock Tests,” Proceedings, Foundation Engineering: Current Principles and Practices, American
Rollins, K. M., Clayton, R. J. Mikesell, R. C., and Blaise, B. C. (2005). “Drilled Shaft Side Friction
in Gravelly Soils,” Journal of Geotechnical and Geoenvironmental Engineering, American Society
of Civil Engineers, Vol. 131, No. 8, 987–1003.

A.3 Geomalla 619
A.1 Introducción
Los geosintéticos son material polimérico no biodegradable utilizado en varios proyectos de
construcción por los ingenieros geotécnicos. En general, el término geosintéticos incluye:
• Geotextil
• Geomalla
• Geomembrana
• Georred
• Geoespuma
• Geocompuesto
La tabla A.l proporciona una lista parcial de los materiales poliméricos utilizados para la fa-
bricación de geosintéticos. En el capítulo l5 hemos discutido el uso de geotextiles y geomallas
para la construcción de muros de contención de tierra estabilizada mecánicamente (MSE). En
las secciones siguientes se da una breve descripción de varios tipos de geotextil y geomalla
disponibles comercialmente junto con sus propiedades de resistencia requerida para el diseño
de muros de contención.
A P É N D I C E A
Geosintéticos
619
Tabla A.1 Lista de algunos materiales poliméricos para la fabricación
de geosintéticos
)
C
°
(
Punto de fusión
Gravedad específica
l
a
i
r
e
t
a
M
0
4
1
–
0
1
1
6
9
.
0
Polietileno
0
7
1
–
0
6
1
1
9
.
0
Polipropileno
Poliéster 1.22–1.38 250–290
Poliamida (nylon) 1.05–1.14 210–260

Apéndice A: Geosintéticos
620
A.2 Geotextil
Desde 1970, el uso de geotextil en la construcción se ha incrementado enormemente en todo el
mundo. El geotextil puede ser tejido, de punto o no tejido.
Los geotextiles tejidos están hechos de dos conjuntos de filamentos o hebras de hilo entre-
lazados sistemáticamente para formar una estructura plana paralela. Los geotextiles de punto se
forman por el empalme de una serie de lazos de uno o más filamentos o hebras de hilo para formar
una estructura plana. Los geotextiles no tejidos se forman a partir de filamentos o fibras cortas dis-
puestas en un modelo orientado al azar o en una estructura plana. Estos filamentos o fibras cortas
se disponen en una banda suelta en el comienzo y luego se unen mediante uno o una combinación
de los siguientes procesos:
1. Enlace químico: por pegamento, goma, látex, un derivado de celulosa o similar
2. Enlace térmico: unión por calor para la fusión parcial de los filamentos
3. Enlace mecánico: unión por punzonado
Los geotextiles punzonados no tejidos son gruesos y tienen una alta permeabilidad en el plano.
Los geotextiles tienen cuatro usos principales en la ingeniería de cimentación:
1. Drenaje: los tejidos pueden canalizar rápidamente agua del suelo a diversos puntos de
salida, proporcionando de este modo una mayor resistencia del suelo al corte y, por lo
tanto, estabilidad.
2. Filtración: cuando se coloca entre dos capas de suelo, una de grano grueso y la otra de
grano fino, el tejido permite la libre filtración de agua de una capa a la otra. Sin embargo,
«ste protege al suelo de grano fino de ser lavado en el suelo de grano grueso.
3. Separación: los geotextiles ayudan a mantener varias capas de suelo separadas después
de la construcción y durante el periodo de servicio previsto de la estructura. Por ejemplo,
en la construcción de carreteras un subsuelo arcilloso puede mantenerse separado de una
capa de base granular.
4. Refuerzo: la resistencia a la tensión de los geotejidos aumenta la capacidad de soporte de
carga del suelo.
La tabla A.2 proporciona un rango general de algunas propiedades de los geotextiles (Shukla,
2002).
Tabla A.2 Rango general de algunas propiedades de los geotextiles
Extensión a carga
máxima (%)
Masa por unidad
de área
Resistencia a la
tensión (kN/m)
Tipo de
geotextil m
/
g
( 2
)
No tejido
Enlace térmico 5–25 20–60 50–380
Punzonamiento 10–90 30–80 100–3000
Tejido
Monofilamento 20–80 20–40 200–300
Multifilamento 50–1250 10–35 300–1500
De punto
0
0
3
–
0
5
1
0
0
6
–
0
0
3
5
–
2
Trama
0
0
0
1
–
0
5
2
0
3
–
2
1
0
0
8
–
0
2
Torcido

A.3 Geomalla 621
La resistencia a la tensión admisible para la construcción de un muro de contención se
puede expresar como (Koerner, 2005)
(A.1)
Tadm
Túlt
RFid RFcr RFcbd
donde
T¼lt ⫽ resistencia a la tensión
RFid ⫽ factor de reducción de los daños de instalación
RFcr ⫽ factor de reducción de la fluencia
RFcbd ⫽ factor de reducción de la degradación química y biológica
Los valores recomendados del factor de reducción son los siguientes (Koerner, 2005)
RFid 1.1–2.0
RFcr 2–4
RFcbd 1–1.5
Además, el ángulo de fricción entre el geotextil y la interfaz de suelo granular (f¿
F) se puede
aproximar a partir de la siguiente tabla (Martin et al., 1984)
Tipo de geotextil F/
7
8
.
0
Tejido: monofilamento/arena concreta
8
.
0
Tejido: película de rendijas/arena concreta
6
8
.
0
Tejido: película de rendijas/arena redondeada
2
9
.
0
Tejido: película de rendijas/arena limosa
7
8
.
0
No tejido: enlace fundido/arena concreta
No tejido: punzonado/arena concreta 1.0
No tejido: punzonado/arena redondeada 0.93
1
9
.
0
No tejido: punzonado/arena limosa
Nota: es el ángulo de fricción del suelo granular
A.3 Geomalla
Las geomallas son materiales poliméricos de alto módulo, como el polipropileno y el polietile-
no, y se preparan mediante estiramiento. Netlon, Ltd., del Reino Unido, fue el primer productor
de geomallas. En 1982, el Tensar Corporation, actualmente Tensar International Corporation,
presentó las geomallas en Estados Unidos.
Las geomallas son generalmente de dos tipos: (a) uniaxial y (b) biaxial. Las figuras A.1a
y b muestran estos dos tipos de geomallas.
Las geomallas disponibles en el mercado pueden clasificarse según el proceso de fabri-
cación, principalmente: extrusión, tejido y por soldadura. Las geomallas extruidas se forman
utilizando una hoja gruesa de polietileno o polipropileno que se perfora y se estira para crear
aberturas y mejorar las propiedades de ingeniería de las costillas y los nodos resultantes. Las
geomallas tejidas se fabrican mediante agrupación polimérica, generalmente poliéster y po-
lipropileno, y tejiendo en ellas un patrón de malla que se recubre con una laca polimérica.
Las geomallas soldadas se fabrican por la fusión de las uniones de bandas poliméricas. Las

Apéndice A: Geosintéticos
622
geomallas extruidas han mostrado un buen rendimiento en comparación con otros tipos para
aplicaciones de refuerzo de pavimento.
Las geomallas comerciales actualmente disponibles para refuerzo de suelos tienen espe-
sores de costilla nominal de aproximadamente 0.5 a 1.5 mm y uniones de entre 2.5 a 5 mm. Las
mallas utilizadas para el refuerzo del suelo por lo general tienen orificios o aberturas que son rec-
tangulares o elípticas. Las dimensiones de las aberturas varían de aproximadamente 25 a 150 mm.
Las geomallas se fabrican de modo que las áreas abiertas de las rejillas sean mayores que 50% de la
superficie total. Desarrollan refuerzo de la capacidad a niveles bajos de deformación, como 2%.
La función principal de las geomallas es el refuerzo. Son relativamente rígidas. Las abertu-
ras son lo suficientemente grandes para permitir el entrelazado con el suelo o la roca circundante
(figura A.2) para realizar la función de refuerzo o de segregación (o ambas). Sarsby (1985) inves-
tigó la influencia del tamaño de la abertura sobre el tamaño de partículas de suelo para la eficiencia
Figura A.1 Geomallas: (a) uniaxial; (b) biaxial (Nota: 1, costilla longitudinal; 2, barra transversal;
3, costilla transversal; 4, unión)
Figura A.2 Aberturas de geomalla permitiendo el entrelazado con el suelo circundante

Referencias 623
de fricción máxima (o eficiencia contra la retirada). De acuerdo con este estudio, la eficiencia más
alta se produce cuando
(A.2)
BGG 3.5D50
donde
BGG ⫽ anchura mínima de abertura de la geomalla
D50 ⫽ tamaño de partícula a través del cual pasa el 50% del material de relleno (es decir,
el tamaño de partícula mediana)
La tabla A.3 proporciona el rango de algunas propiedades de la geomalla (Shukla, 2002).
La resistencia a la tensión admisible Tadm de la geomalla para construcción de muros se
puede dar como (Koerner, 2005)
(A.3)
Tadm
Túlt
RFid RFcr RFcbd
donde
Túlt ⫽ resistencia última a la tensión
RFid ⫽ factor de reducción de daños por instalación (1.1 a 1.4)
RFcr ⫽ factor de reducción de la fluencia (2.0 a 3.0)
RFcbd ⫽ factor de reducción de la degradación química y biológica (1.1 a 1.5)
Referencias
Koerner, R. M. (2005). Designing with Geosynthetics, 5th Edition, Prentice-Hall, New Jersey.
Martin, J. P., Koerner, R. M., and Whitty, J. E. (1984). “Experimental Friction Evaluation of Slippage
between Geomembranes, Geotextiles, and Soils,” Proceedings, International Conference on
Geomechanics, Denver, 191–196.
Sarsby, R.W. (1985). “The Influence ofAperture Size/Particle Size on the Efficiency of Grid Reinforcement,”
Proceedings, 2nd Canadian Symposium on Geotextiles and Geomembranes, Edmonton, 7–12.
Shukla, S. K. (2002). Geosynthetics and Their Applications, Thomas Telford, London.
Tabla A.3 Rango general de algunas propiedades de la geomalla
Extensión a carga
máxima (%) m
/
g
(
)
m
/
N
k
( 2
)
Extruida 10–200 20–30 200–1200
Base textil
De punto 20–400 5–20 150–1200
Tejida 20–250 5–20 150–1000
Tipo de
geomalla
Masa por unidad
de área
Resistencia
a la tensión

Respuestas a problemas seleccionados
624
Respuestas a problemas
seleccionados
624
2.1 b. D60 0.4 mm, D30 0.22 mm, D10 0.12 mm
c. 3.33
d. 1.01
2.3 Cu 7.54, Cc 1.55
2.5 b. D60 0.3 mm, D30 0.17 mm, D10 0.11 mm
c. 2.73
d. 0.88
2.7 Grava–0%; Arena–46%; Limo–31%; Arcilla–23%
2.9 0.0052 mm
3.1 a. 114%
b. 1778 kg/m3
c. 1559.75 kg/m3
d. 0.718
e. 0.418
3.3 a. 18.07 kN/m3
b. 16.28 kN/m3
c. 0.626
d. 0.385
e. 47.4%
f. 0.001 m3
3.5 a. 0.69 b. 2.16 c. 16.54 kN/m3
3.7 a. 1.37 kN/m3
b. 2.14 kN/m3
3.9 18.88%
3.11 a. 0.81 b. 2.66
3.15 17.13 kN/m3
3.17 17.28%
Capítulo 2
Capítulo 3

4.1 Suelo
1 A-2-4(0)
2 A-6(l)
3 A-4(0)
4 A-6(9)
5 A-7-5(18)
6 A-6(7)
7 A-7-5(29)
8 A-7-6(13)
9 A-6(6)
10 A-2-6(0)
5.1 w (%) zav(kN/m3
)
5 23.72
8 22.22
10 21.16
12 20.29
15 19.10
5.3 e 0.358, S 94%
5.5 89.9%
5.7 B
5.9 a. 18.6 kN/m3
b. 97.9%
5.11 49.1%
6.1 9.8 l0 3
m3
/hr/m
6.3 1.18 10 2
cm/s
6.5 h 43.03 cm, v 0.0212 cm/s
6.7 8.54 l0 15
m2
6.9 5.67 10 2
cm/s
6.11 0.0108 cm/s
6.13 3.32
7.1 17.06 l0 6
m3
/m/s
7.3 2.42 l0 5
m3
/m/s
8.1 kN/m2
Punto u
A 0 0 0
B 26.4 0 26.4
C 60.93 17.95 42.98
D 108.88 41.89 66.99
Clasificación
Capítulo 4
Capítulo 5
Capítulo 6
Capítulo 7
Capítulo 8

626
8.3 kN/m2
Punto u
A 0 0 0
B 45 0 45
C 109 39.24 69.76
D 199 88.29 110.71
8.5 kN/m2
Punto u
A 0 0 0
B 65 0 65
C 126.95 29.43 97.52
D 153.94 44.15 109.79
8.7 5.89 kN/m3
8.9 e icr
0.35 1.23
0.45 1.14
0.55 1.07
0.7 0.98
0.8 0.92
8.11 0.06 kN/m2
8.13 x (m) (kN/m2
)
0 7.16
2 4.58
4 1.79
6 0.678
8 0.286
10 0.136
8.15 92.37 kN/m2
8.17 106.24 kN/m2
9.1 b. 47 kN/m2
c. 0.133
9.3 a. 168.06 mm
b. 86.8 mm
9.5 0.596
9.7 90.87 mm
9.9 22.14 días
9.11 3.84 l0 8
m/mín
9.13 400.9 s
9.15 18.2 mm
Capítulo 9

10.1 0.739 kN
10.3 0.2 kN
10.5 473.5 kN/m2
10.7 78 kN/m2
10.9 32.1°
10.11 a. 19.45°
b. 35.27°
c. 130.12 kN/m2
10.13 26°, c 17.18 kN/m2
10.15 18°, 29.8°
10.17 237.9 kN/m2
10.19 91 kN/m2
11.1 SN 18, bien clasificada
11.3 a. 159 mm
b. 12.05 meses
c. 93.8 kN/m2
11.5 24%
11.7 Tiempo (años) Ur,v
0.2 0.615
0.4 0.829
0.8 0.964
0.10 0.984
12.1 8.96%
12.3 50.4 kN/m2
12.5 Profundidad (m) N1)60
1.5 17
3.0 12
4.5 13
6.0 11
7.5 14
12.7 35°
12.9 a. 18.9 kN/m2
b. 14.08 kN/m2
c. 14.88 kN/m2
12.11 a. 46.5 kN/m2
b. 3.37
12.13 a. 0.65 b. 1.37
c. 2131 kN/m2
Capítulo 10
Capítulo 11
Capítulo 12
(

628
12.15 v1 492 m/s, v2 1390 m/s
v3 3390 m/s, Z1 2.6 m
Z2 7.24 m
13.1 a. 5.58 m
b. 1.207
c. 0.77 m
13.3 0.86
13.5 31.53 m
13.7 7.92 m
13.9 3.4 m
13.11 3.86 m
13.13 27.5 kN/m2
13.15 Parte Hcr (m)
a 48
c 39.7
d 26.6
13.17 a. 1.46
b. 1.42
13.19 0.96
14.1 Parte Pa (kN/m) (m)
a 281.55 2.33
b 153.58 2.03
14.3 Parte Pp (kN/m) p (kN/m2
)
a 169.6 138.5
b 593.3 296.8
14.5 a. @ z 0 m, a 33.6 kN/m2
@ z 6 m, a 80.4 kN/m2
b. 1.77 m
c. 140.4 kN/m
d. 170 kN/m
14.7 10.02 kN/m
14.9 a. 85.39 kN/m
b. 79.6 kN/m
c. 80.32 kN/m
15.1 FS(vuelco) 3.41, FS(deslizamiento) 1.5
FS(carga) 5.4
15.3 FS(vuelco) 2.81
FS(deslizamiento) 1.56, FS(carga) 3.22
z
Capítulo 13
Capítulo 14
Capítulo 15

FS(deslizamiento) 1.66
15.7 a. 24.42 b. 4.48 c. 11.14
FS(deslizamiento) 1.35
FS(carga) 9.79
15.11 a. 2.2 l0 4
m3
/m
b. 0.74 10 3
m3
/m
15.13 a. a 17.07 kN/m3
cav 20.64 kN/m2
b. 30.73 kN/m2
15.15 3.5
16.1 a. 252.6 kN/m2
b. 176.8 kN/m2
c. 280 kN/m2
16.3 a. 267.4 kN/m2
b. 184.7 kN/m2
c. 368.8 kN/m2
16.5 5760 kN
16.7 377.8 kN
16.9 455.9 kN
16.11 792.35 kN/m2
16.13 6.3 m
17.1 45.8 mm
17.3 13.2 mm
17.5 14.3 mm
17.7 77.8 mm
17.9 2.1 m
18.1 a. 201.2 kN
b. 718.77 kN
18.3 a. 1655 kN b. 945.7 kN c. 650 kN
18.5 393 kN
18.7 a. 1077 kN b. 1320 kN c. 947 kN
18.9 15.87 mm
18.11 993.3 kN
18.13 171.2 kN
18.15 5830 kN
19.1 9911 kN
19.3 316.7 kN
19.5 9.54 mm
19.7 a. 5000 kN
b. 1852 kN
Capítulo 16
Capítulo 17
Capítulo 18
Capítulo 19

Índice
630
630
Í N D I C E
A
Actividad, 71-72
Acuífero confinado, conductividad
hidráulica, 137
Agente dispersante, 37
Agua adsorbida, 33
Agua de doble capa, 32
Aluminio octaédrico, 29
Análisis de tamizado, 33-35
Análisis del hidrómetro, 35-39
Análisis mecánico, 33-37
Ángulo de fricción:
consolidada, sin drenar, 252
correlación, número de penetración
estándar, 399
definición de, 229
drenado, 236, 246
valores típicos de, 230
Ángulo de fricción no drenado consolidado,
252
Ángulo de reposo, 338
Arcilla:
actividad, 71-72
definición de, 28
minerales, 29-33
Arcilla normalmente consolidada, 191
Arcilla sobreconsolidada, 192
Área circular uniformemente cargada,
esfuerzo, 171-172
Área rectangular cargada, esfuerzo,
173-177
Arena, 28
Asentamiento, consolidación,
194-196
Asentamiento, elástico:
factor de influencia de la deformación,
523-524
flexible, 512, 513
parámetros del material, 522-523
perfil, 513
rígido, 512, 513
Asentamiento, pilote elástico,
566-567
B
Barrena:
de perforación o vástago hueco,
290-291
helicoidal, 290
para postes, 290
vuelo continuo, 290
Barrido acumulado, 541
Bombeo desde pozo, conductividad
hidráulica, 135-137
Brecha clasificada, 41
C
Cabeza de elevación, 117
Caída de potencial, 147
Cálculo de la filtración, red de flujo,
146-148
Caolinita, 29
Capa octaédrica, 29
Capacidad de carga admisible, cimientos
poco profundos:
definición de, 487-488
sobre la base del asentamiento,
528-529

Índice 631
Capacidad del pilote:
fricción, 551-556
grupo, 578-581
método a, 555
método b, 555-556
método l, 553-555
permisible, 556-557
punto, 549-551
roca, 557-558
Carga puntual, esfuerzo, 168-169
Carta de plasticidad, 73-74
Cimentación de malla:
capacidad de carga, 504-506
compensada, 506-507
definición de, 503
tipos, 503-504
Cimentaciones superficiales:
área efectiva, 492
capacidad de carga máxima, 479
carga excéntrica, 490-494
ecuación de capacidad de carga en
general, 484
efecto del nivel freático, capacidad
de rodamiento, 486-487
excentricidad de dos vías, capacidad
de carga, 495-501
factor de forma, 485
factor de inclinación, 486
factor de profundidad, 485
factor de seguridad, 487-488
factores de capacidad de soporte, 483,
484
falla de corte local, 479
falla de punzonamiento, 479
falla general de corte, 479
teoría de capacidad de soporte, 481-486
Círculo de fricción, estabilidad de taludes,
352
Clasificación, 78-87
Coeficiente:
compresibilidad, 206, 207
consolidación, drenaje radial, 281
consolidación, drenaje vertical, 207
gradación, 40
presión de reposo, 380-381
uniformidad, 40
Coeficiente de consolidación:
método de la raíz cuadrada del tiempo, 211
método de logaritmo de tiempo, 210
Coeficiente de Poisson, 168
Cohesión, 229
Compactación:
curva de doble pico, 97
curva de forma extraño, 97
curva de uno y medio picos, 97
curva en forma de campana, 97
efecto de la energía, 97-98
efecto del tipo de suelo, 96-97
principios generales, 91-92
relación empírica, 102-104
Compactación de campo, 105-107
Compactación dinámica, 274
Compactación económica, 107-108
Compactación relativa, 107
Compactadores de suelo, 105
Concepto de esfuerzo efectivo,
155-159
Condición rápida, 161
Conductividad hidráulica:
bombeo de pozos, 135-137
definición de, 120
prueba de caída de carga, 124-125
prueba de carga constante, 123-124
relaciones empíricas para, 128-130
suelo estratificado, 133-135
Consistencia, arcilla, 64-65
Consolidación:
asentamiento primario, 194-196
asentamiento, cimentación,
215-216
exceso de presión de poros, 206
fundamentos de, 183-187
grado promedio de, 208
gráfica de vacíos en función de la
presión, 189-190
gráfica tiempo-deformación, 188
índice de abultamiento, 197
índice de compresión, 196-197
modificaciones, 218-221
prueba de laboratorio para, 187-189
secundaria, asentamiento, 201-203
Consolidación secundaria, 201-203
Consolidómetro, 187
Contenido de agua, 510
Contenido de humedad, 51
Contenido de humedad óptimo, 92
Corriente trenzada, 23

Índice
632
Corte apuntalado:
asentamiento del terreno, 471-473
diseño, 463-465
envoltura de presión, 460-461
flexibilidad lateral, 471
general, 455-457
pilote de acero, 457-458
presión lateral de tierra, 460-461
puntal, 456
revestido, 455
suelos estratificados, 462-463
tabla de encofrado, 456
tirón, 469-471
Criterios de falla de Mohr-Coulomb, 229
Cubiertas de tubería, 541
Curva de compresión inicial, 193
Curva de distribución granulométrica, 35
D
Densidad, 52
Densidad en seco, 52
Densidad húmeda, 52
Densidad relativa, 62
Densidad relativa, correlación, 293
resistencia al corte sin drenar, 296
Densidad saturada, 54
Depósito de barra de punta, 24
Depósito de ciénagas, 25
Depósito de muelle central, 294
Depósitos de canal, 24
Designación de calidad de roca, 317
Dilatómetro, prueba:
índice de esfuerzo horizontal, 315
índice de material, 315
módulo de dilatómetro, 315
placa plana, dimensiones, 314
Dipolo, 32
Dique natural, 25
Doble capa difusa, 32
Drenaje de arena, 279-284
Drift, glaciar, 25
Dunas, 26
E
Ebullición, 161
Ecuación de Bernoulli, 117
Ecuación de Boussinesq, 168-169
Ecuación de Kozeny-Carman, 128
Ecuación de Laplace de continuidad, 144
Edómetro, 197
Eje de taladrado:
asentamiento, 607
capacidad de carga, 595, 598-604
método de carcasa, 594-595
método húmedo, 596
método seco, 594
procedimiento de construcción,
593-596
tipos, 593
Enlace de hidrógeno, 32
Envoltura de presión, corte apuntalado:
arcilla blanda y media, 461
arcilla dura, 461
arena, 460
Esfuerzo:
área circular, 171-173
área rectangular, 173-177
carga lineal, 170-171
carga puntual, 168-170
Esfuerzo efectivo:
filtración ascendente, 159
filtración descendente, 161
sin filtraciones, 155-159
Esfuerzo neutral, 157
Esfuerzo total, 155
Especificaciones:
compactación de campo, 107-108
Proctor modificado, 98-100
prueba estándar Proctor, 92-96
Estabilidad de taludes:
altura crítica, Culman, 343
c-f del suelo, 352-359
círculo de punta, 344
círculo del punto medio, 344
falla de base, 344
falla de taludes, 344
filtraciones estacionarias, 364, 367-368,
369-371
fuerzas sísmicas, 373, 374
mecanismo de colapso de rotación, 358,
369
método de Culman, 340-343
método de las rebanadas, 362-364
método simplificado de Bishop,
365-368
número de estabilidad, 346
procedimiento de masa, arcilla saturada,
345-349

Índice 633
Estabilidad, muro de contención:
deslizante, 426-428
falla de capacidad portante, 428-430
vuelco, 423-426
Estabilización con cal, 267-268
Estabilización con cemento, 269-270
Estabilización de cenizas volantes, 270
Estudio de refracción sísmica, 318-321
Estudio de resistividad, 325
Estudio sísmico de perforaciones cruzadas,
324-325
Exploración geofísica, 318-326
Extracción de rocas:
designación de calidad de roca,
317
doble tubo de depósito central, 317
extracción de muestras pequeñas,
316
relación de recuperación, 317
tubo de un solo depósito central,
317
F
Factor de seguridad, talud:
cohesión, 335
fricción, 336
fuerza, 335, 336
Factor tiempo, 207
Flexibilidad de la pared, presión de tierra,
388-390
Flujo neto:
caída de potencial, 147
cálculos de infiltración, 146-148
canal de flujo, 146
condición de frontera, 146
definición de, 144
línea de flujo, 146
línea equipotencial, 144
Fricción superficial negativa, en pilotes,
576-577
G
Gradación, coeficiente de, 40
Gradiente hidráulico, 119
Gradiente hidráulico crítico, 161
Grado de saturación, 50
Grado promedio de consolidación:
drenaje radial, 280-281
drenaje vertical, 207-208
Gráfica de la relación de vacíos en función
de la presión, consolidación:
a partir de pruebas de laboratorio,
189-190
efecto de la perturbación, 193-194
Grava, 28
Gravedad específica, 33
Grupo de pilotes:
asentamiento elástico, 582-583
consolidación, 583-584
I
Ilita, 28
Inclinación del plano de falla, corte, 231
Incremento promedio de presión,
cimentación, 215
Índice de abultamiento:
definición de, 196
relaciones empíricas para, 197
Índice de compresión:
definición de, 195
relación empírica para, 196-197
Índice de compresión secundaria, 202
Índice de grupo, 80-81
Índice de liquidez, 75
Índice de plasticidad, 65
Informe de exploración, 326-327
Instalación de pilotes:
ENR modificada, 573
fórmula danesa, 573
fórmula ENR, 572-573
L
Lago de meandro, 24
Lámina de gibsita, 29
Lámina de sílice, 29
Ley de Darcy, 120
Ley de Stokes, 36
Límite de contracción, 68, 70-71
Límite líquido, 65
Límite plástico, 65
Límites de separación de tamaño de suelo,
28
Limo, 28
Línea A, 73, 74
Línea de carga, esfuerzo, 170-171
Línea equipotencial, 144
Línea U, 73, 74
Loess, 27

Índice
634
M
Martillo, instalación de pilotes:
caída de martillo, 544
de doble efecto, 544, 545
de efecto simple, 544
vibratorio, 544, 545
Mecanismo de transferencia de carga, en
pilotes, 546-547
Meteorización:
mecánica, 19
química, 18-19
Método de Culman, estabilidad de taludes,
340-343
Método de la raíz cuadrada del tiempo,
coeficiente de consolidación, 211
Método de las rebanadas, talud,
362-364
Método de logaritmo de tiempo, coeficiente
de consolidación, 210
Método del cono de arena, 109-110
Método del globo de goma, peso unitario de
campo, 110
Método nuclear, peso unitario de campo,
110-111
Método simplificado de Bishop, estabilidad
del talud, 365-368
Montmorillonita, 29
Morrena, 25
Muestreador de cuchara dividida, 293
Muestreo:
cuchara de división estándar, 293
receptor central de muelle, 294
tubo de pared delgada, 299-300
Muro de contención:
contrafuerte, 419
dosificación, 420-421
gravedad, 418
reforzado, 419
N
Nivel freático, observación de, 300
Nivel piezométrico, 118
Nombre de grupo, 84-87
Número de estabilidad, vibroflotación,
273
Número de penetración estándar:
definición de, 293
factor de corrección, arena,
294-295
P
Parámetro A, triaxial, 249
Parámetro B, presión intersticial:
definición de, 242
Pérdida de carga, 118
Perforación de percusión, 293
Perforación por lavado, 291
Perforación rotatoria, 292
Perforación, exploración del suelo:
barrena, 290
espaciamiento, 290
lavada, 291
percusión, 293
profundidad, 289-290
rotatoria, 292
Permeabilidad absoluta, 121-122
Peso unitario, 51
Peso unitario de campo:
método del globo de hule, 110
método del cono de arena, 109-110
método nuclear, 110-111
Peso unitario de cero vacíos de aire, 95
Peso unitario húmedo, 51
Peso unitario seco, 51
Piezómetro, 300, 301
Pilote:
barrido, 541
compuesto, 541-542
concreto, 535-539
de acero, 535
desplazamiento, 544
diseño permisible, esfuerzo de flexión,
457
echado in situ, 537
entrelazado, 457
entubado, 537
fricción, 543
madera, 541
prefabricado, 535-536
puntos de apoyo, 542-543
sección 458
sin desplazamiento, 544
sin entubar, 537
tuberías de protección, 541
Placa vibratoria, 107
Plano medio del grado de consolidación,
277
Porcentaje más fino, 35

Índice 635
Porosidad, 50
Pre-compresión:
consideraciones generales, 274-275
ecuación general, 275-276
Presión activa de tierra:
Coulomb, 405-410
Rankine, 383-387
Presión activa Rankine:
coeficiente, 387
estado activo Rankine, 383-387
plano de deslizamiento, 387
profundidad de la grieta de tensión,
396
Presión de carga, 117
Presión de la tierra en reposo, 379-383
Presión de pre-consolidación:
definición de, 192
determinación de, 192
Presión de tierra de Coulomb:
activa, 405-410
pasiva, 406, 410-412
Presión de tierra en reposo:
coeficiente, 380-381
coeficiente de correlación, ángulo
de fricción, 380
coeficiente de correlación, índice
de plasticidad, 381
suelo parcialmente sumergido, 382-383
Presión intersticial, 157
Presión pasiva:
Coulomb, 406, 410-412
Rankine, 387-388
Presión pasiva Rankine:
coeficiente, 388
estado pasivo Rankine, 387-388
Proctor estándar:
martillo, 93
molde, 92
prueba, 92-96
Profundidad de perforación, 288-290
Prueba caída de carga, conductividad
Prueba consolidada sin drenar, triaxial,
249-253
Prueba de carga constante, conductividad
Prueba de compactación Proctor, 92-96
Prueba de compresión no confinada,
256-258
Prueba de corte directo:
arcilla saturada, 237
deformación controlada, 233
esfuerzo controlado, 233
Prueba de penetración de cono:
cono de fricción eléctrica, 307
cono de fricción mecánica, 306-307
relación de fricción, 307
resistencia a la fricción, 306
resistencia de cono, 306
Prueba de veleta de corte:
corrección de Bjerrum, 304-305
dimensiones de las veletas de campo,
303
paleta de corte, 301-303
Prueba drenado consolidado, triaxial,
241-246
Prueba no consolidada no drenada, triaxial,
254-256
Prueba presiométrica:
celda de medida, 312
celdas de guarda, 312
diámetro del agujero de perforación,
313
módulo, 313
presión límite, 313
Prueba Proctor modificada, 98, 100
Prueba triaxial:
consolidada drenada, 241-246
consolidada no drenada, 249-253
esfuerzo desviador, 242
general, 239-241
no consolidado no drenado, 254-256
parámetros de Skempton, 242, 249
Puntal, 456
R
Reconocimiento, exploración, 289
Reforzamiento del suelo:
geomalla, 436, 621-623
geotextil, 436, 620-621
tira metálica, 436
Registro de perforación, 318, 319
Relación de área, 293-294
Relación de recuperación, 317
Relación de sobreconsolidación, 192
Relación de vacíos, 50
Relaciones empíricas, conductividad

Índice
636
Resistencia a la compresión no confinada:
definición de, 257
efecto de compactación, 111-112
Resistencia a la penetración del cono,
correlación:
ángulo de fricción, 310
presión de preconsolidación, 311
relación de sobreconsolidación, 312
resistencia al corte no drenada, 310
Resistencia al corte sin drenaje, definición
de, 254
Resistencia máxima al corte, 236
Resistencia pico al corte, 236
Revestido, corte apuntalado, 455
Roca, ángulo de fricción, 457, 458
Rodillo de neumáticos de hule, 105
Rodillo de ruedas lisas, 105
Rodillo vibratorio, 105
S
Sensibilidad, 259-260
Sílice tetraédrico, 29
Símbolo de grupo, 82
Sistema de clasificación AASHTO, 78-81
Sistema de clasificación unificado:
coeficiente de uniformidad, 40
nombre de grupo, 85-87
símbolo de grupo, 83
Suelo aluvial, 23-25
Suelo compactado, estructura, 111, 113
Suelo eólico, 26-27
Suelo glacial, 25-26
Suelo orgánico, 27
Suelo residual, 22-23
Suelo transportado por gravedad, 23
Suelos bien graduados, 41
Suelos pobremente graduados, 41
Superficie específica, 29
Sustitución isomorfa, 29
T
Talud finito, definición de, 340
Talud infinito, estabilidad:
con filtración, 338
sin filtración, 336-338
Tamaño de tamiz, 34
Tamaño efectivo, 40
Tasa de tiempo de consolidación,
204-209
Teoría de Mohr, falla de material, 228
Tierra mecánicamente estabilizada, muro de
contención:
estabilidad externa, 437
estabilidad interna, 437
refuerzo de geomalla, 451, 452
refuerzo geotextil, 445-446
refuerzo tira metálica, 437-438
Tirón, corte apuntalado, 469-471
Tixotropía, 259-260
Tubo de pared delgada, 299-300
V
Velocidad de la onda P, 321
Vibroflotación, 270-273
Viscosidad, 122
Voladura, compactación, 274
Z
Zona de flujo laminar, 119
Zona de flujo transitorio, 119
Zona de flujo turbulento, 119

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y un apéndice.
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guientes:
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del grano”, se ha añadido el proceso de la formación de diversos tipos de
rocas (es decir, el ciclo de las rocas).
• “Exploración del subsuelo” (capítulo 12) se ha colocado antes del capítulo
sobre “Estabilidad de taludes” (capítulo 13). Se ha añadido una sección
sobre exploración geofísica al capítulo 12.
• El capítulo 15 sobre “Muros de contención y cortes apuntalados” se pre-
senta ahora antes del capítulo sobre “Cimentaciones poco profundas”
(capítulo 16).
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primer lugar a los lectores al geotextil y la geomalla en su relación con
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