大歇中学不稳定斜坡施工图设计计算书

石柱县大歇镇集镇地质灾害综合治理工程大歇中学不稳定斜坡施工图设计计算书-目录1设计依据及执行规范 32主要设计参数 33稳定性计算 33.1计算公式 33.2大歇中学不稳定斜坡稳定性计算 73.2.1不稳定斜坡稳定性计算 73.2.2危岩体稳定性计算 84初步设计 104.1设计指标 104.2治理工程初步设计 10（1）治理方案 10（2）结构计算 111设计依据及执行规范（1）设计依据1）委托书；2）《石柱县大歇镇集镇地质灾害综合治理工程详细勘查报告》，重庆市地质矿产勘查开发局205地质队，2021年6月。（2）规程规范1）《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019）；2）《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143-2018）；3）《混凝土结构设计规范》（GB50010－2010）（2015版）；4）《砌体结构设计规范》（GB50003－2011）；5）《建筑地基基础设计规范》（GB50007-2011）；6）《建筑边坡工程技术规范》（GB50330-2013）；7）国家计委、建设部计价格[2002]10号关于发布《工程勘察设计收费管理规定》。参考执行的编制依据：1）《三峡库区地质灾害防治工程设计技术要求》（三峡库区地质灾害防治工作指挥部，2012.7）；2）《三峡库区地质灾害防治工程地质勘查技术要求》（三峡库区地质灾害防治工作指挥部，2012.7）；3）《滑坡防治工程设计与施工技术规范》(DZ/T0219-2006)；4）《滑坡防治工程勘查规范》(GB/T32864-2016)。2主要设计参数设计报告中的相关参数由《石柱县大歇镇集镇地质灾害综合治理工程详细勘查报告》提供，并参照区域经验值。主要设计参数见表2-1.表2-1参数取值建议一览表灾害点名称分区名称岩性重度抗剪强度抗压强度基底摩

擦系数水平抗力

系数天然饱和天然饱和天然饱和KN/m3KN/m3C(Kpa)φ(°）C(Kpa)φ(°）(MPa)(MPa)MN/m3大歇中学不稳定斜坡Ⅰ1分区及Ⅰ3分区潜在滑体土20.1020.3023.5022.0021.5020.50潜在滑带土21.8021.9721.5019.5018.0016.00除Ⅰ1分区及Ⅰ3分区以外区域潜在滑体土20.1020.3022.0020.5020.5018.00潜在滑带土21.3821.5519.0017.0017.0015.00泥岩25.6025.80250.0027.98162.0026.145.413.470.5060.00砂岩25.2025.301643.433.761191.332.9020.7815.080.6060.00设计参数取值：根据《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143-2018），中风化泥岩的水平抗力系数k取值为60MN/m3，中风化砂岩的水平抗力系数k取值为180MN/m3。根据《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143-2018），周边工程经验并结合重庆地区经验，勘查区强风化砂泥岩抗压强度较低，较破碎，水平抗力系数k取低值为40MN/m3。3稳定性计算3.1计算公式（1）危岩体危岩体计算主要依据重庆市地方标准《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143-2018）13.3.15所提供的方法理论来确定。由于危岩体的边界条件、裂隙贯通深度难以准确确定，只能把一些不完全确定的因素理想化地进行定量分析计算。根据危岩体的三种破坏模式，其定量计算公式如下：1）滑移式危岩（后缘有陡倾裂隙且滑面缓倾的滑移式危岩）滑移式危岩指沿软弱面滑动而产生崩塌，暴雨、地震是其主要诱发因素。其计算公式如下：图3.1-1后缘有陡倾裂隙的滑移式危岩计算式中：V——后缘陡倾裂隙水压力（kN）；hw——后缘陡倾裂隙充水高度（m），根据裂隙情况及汇水条件确定；U——滑面水压力（kN）；A——滑面面积（m2）；B——后缘陡倾裂隙充水范围内沿裂隙走向平均宽度（m）；G——危岩自重（kN）；Gb——危岩竖向附加荷载（kN）；方向指向下方时取正值，指向上方时取负值；Q——危岩水平荷载（不含后缘陡倾裂隙水压力）（kN）；方向指向坡外时取正值，指向坡内时取负值；当考虑地震力时，地震力取危岩自重与危岩竖向附加荷载之和与水平地震系数0.05的乘积；c——滑面粘聚力（kPa）；φ——滑面内摩擦角（°）；θ——滑面倾角（°）。2）滑移式危岩（后缘无陡倾裂隙的滑移式危岩）图3.1-2后缘无陡倾裂隙的滑移式危岩计算F——危岩稳定系数；c——滑面粘聚力（kPa）；当充当滑面的裂隙未贯通时取贯通段和未贯通段粘聚力按面积加权的加权平均值，未贯通段粘聚力取岩体粘聚力；φ——滑面内摩擦角（°）；当充当滑面的裂隙未贯通时取滑面平均内摩擦系数的正切，滑面平均内摩擦系数取贯通段和未贯通段内摩擦系数按面积加权的加权平均值，未贯通段内摩擦系数取岩体内摩擦系数；V——充当滑面的裂隙贯通段水压力（kN）；hw——充当滑面的裂隙贯通段充水高度（m），根据裂隙情况及汇水条件确定；B——充当滑面的裂隙贯通段充水范围内沿裂隙走向平均宽度（m）；3）坠落式危岩（下切坠落）图3.1-3坠落式危岩下切坠落稳定性计算式中：c——危岩体粘聚力（kPa）；H——后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直距离（m）；h——后缘裂隙深度（m）；B——后缘裂隙未贯通段沿裂隙走向平均宽度（m）。4）倾倒式（危岩体重心位于危岩体底面中点内侧时，倾倒式危岩底部折断）图3.1-4倾倒式危岩折断倾倒稳定性计算当危岩体重心位于危岩体底面中点外侧时，倾倒式危岩底部折断倾倒稳定性按下式计算：式中：V——后缘陡倾裂隙水压力（kN）；hw——后缘陡倾裂隙充水高度（m），根据裂隙情况及汇水条件确定；B——后缘陡倾裂隙充水范围内沿裂隙走向平均宽度（m）；e——危岩体竖向荷载作用点到危岩体底面中点的水平距离（m）；h0——危岩体水平荷载作用点到危岩体底面中点的竖直距离（m）；b——危岩体底面平行失稳方向宽度（m）；B1——危岩体底面垂直失稳方向宽度（m）；——危岩抗弯力矩计算系数，按折断面形态在1/12~1/6之间取值，当折断面为矩形时取1/6；5）倾倒式（危岩体重心在基座顶面前缘内侧，倾倒式危岩后部拉断倾倒）图3.1-5倾倒式危岩拉断倾倒稳定性计算对危岩重心在基座顶面前缘外侧的情形，倾倒式危岩后部拉断倾倒稳定性可按下式计算：式中：V——后缘陡倾裂隙水压力（kN）；wh——后缘陡倾裂隙充水高度（m），根据裂隙情况及汇水条件确定；B——后缘陡倾裂隙充水范围内沿裂隙走向平均宽度（m）；B1——后缘陡倾裂隙未贯通段沿裂隙走向平均宽度（m）；a——危岩体竖向荷载作用点到转动点的水平距离（m）；β——后缘陡倾结构面倾角（°）；h0——危岩体水平荷载作用点到转动点的垂直距离（m）；α——危岩体与基座接触面倾角（°）；b——后缘裂隙的延伸段下端到转动点的水平距离（即块体与基座接触面长度的水平投影）（m）；——危岩抗弯力矩计算系数，按折断面形态在1/12-1/6之间取值，当折断面为矩形时取1/6。（2）滑坡稳定性计算模型根据斜坡潜在滑面（基岩交界面）呈起伏不平的折线型的基本特征，对不稳定斜坡的稳定性计算采用《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50143-2018）规范的传递系数法隐式解（折线型滑动面）进行计算。由于滑坡体不涉水，计算时不考虑孔隙水静压力和动水压力。计算公式如下：图3.1-6折线形滑面边坡传递系数法隐式解计算模型简图计算方法：在用上述公式计算滑坡推力时，只需将上述式中的稳定系数Pn替换为安全系数FS，以此计算的Pn即为滑坡的推力。其中：Pn——第n条块单位宽度剩余下滑力（kN/m）；Pi——第i计算条块与第i+1计算条块单位宽度剩余下滑力（kN/m）；当Pi<0，（i<n）时取Pi=0；Ti——第i计算条块单位宽度重力及其他外力引起的下滑力（kN/m）；Ri——第i计算条块单位宽度重力及其他外力引起的抗滑力（kN/m）；——第i-1计算条块对第i计算条块的传递系数；——第i计算条块土的内摩擦角（°）；ci——第i计算条块土的粘聚力（kPa）；Li——第i计算条块滑动面长度（m）；ci——第i计算条块土的粘聚力（kPa）；Gi——第i计算条块滑体单位宽度自重（kN/m）；Gbi——第i计算条块滑体单位宽度附加荷载（kN/m）；θi——第i计算条块滑面倾角（°）；Qi——第i计算条块滑体单位宽度水平荷载（kN/m）；Ui——第i计算条块滑体单位总水压力（kN/m）；Fs——安全系数（kN/m）。3.2大歇中学不稳定斜坡稳定性计算3.2.1不稳定斜坡稳定性计算1）防治工程安全等级斜坡不涉水，根据重庆市《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143-2018），Ⅰ1斜坡直接威胁72户246人，可能造成的直接经济损失580万元，防治工程等级为二级，滑坡稳定安全系数通过直接威胁人数内插确定为1.17；Ⅰ2斜坡直接威胁84户315人，可能造成的直接经济损失660万元，防治工程等级为二级，滑坡稳定安全系数通过直接威胁人数内插确定为1.18；Ⅰ3斜坡直接威胁大歇中学师生839人，可能造成的直接经济损失791万元，防治工程等级为一级，滑坡稳定安全系数通过直接威胁人数内插确定为1.27。2）计算工况级安全系数Ⅰ1斜坡稳定性计算工况采用以下两种：天然工况（工况1）：自重+地表荷载，安全系数1.17；暴雨工况（工况2）：自重+地表荷载，安全系数1.17；Ⅰ2斜坡稳定性计算工况采用以下两种：天然工况（工况1）：自重+地表荷载，安全系数1.18；暴雨工况（工况2）：自重+地表荷载，安全系数1.18；Ⅰ3斜坡稳定性计算工况采用以下两种：天然工况（工况1）：自重+地表荷载，安全系数1.27；暴雨工况（工况2）：自重+地表荷载，安全系数1.27；3）计算结果不稳定斜坡剖面稳定性计算结果见表3.2-1，计算过程见附表1；表3.2-1不稳定斜坡稳定性计算结果斜坡

编号计算

剖面安全系数工况1工况1时剪出口剩余下滑力（kN/m）工况2工况2时剪出口剩余下滑力（kN/m）备注Ⅰ1斜坡1-1′潜在滑面11.171.163（基本稳定）17.531.021（欠稳定）391.87斜坡前缘有重力式挡墙支挡，未收集到挡墙设计资料，本次稳定性计算未考虑前缘挡墙支挡。1-1′潜在滑面21.171.13（基本稳定）95.690.95（不稳定）546.931-1′次级滑动面1.17\\1.19（稳定）\Ⅰ2斜坡2-2′潜在滑面11.181.298（稳定）\1.149（基本稳定）29.172-2′潜在滑面21.181.373（稳定）\1.21（稳定）\2-2′次级滑动面1.18\\1.62（稳定）\3-3′潜在滑面1.181.268（稳定）\1.119（基本稳定）127.643-3′次级滑动面1.18\\1.50（稳定）\4-4′潜在滑面1.181.231（稳定）\1.087（基本稳定）189.974-4′次级滑动面1.18\\1.19（稳定）\Ⅲ1斜坡5-5′1.152.006（稳定）\1.784（稳定）\7-7′1.101.373（稳定）\1.215（稳定）\Ⅰ3斜坡9-9′-A1.271.243（基本稳定）20.521.066（基本稳定）156.099-9′-B1.271.439（稳定）\1.219（基本稳定）44.849-9′次级滑面1.27\\1.29（稳定）\10-10′-A1.271.243（稳定）17.791.070（基本稳定）146.8210-10′-B1.271.352（稳定）\1.156（基本稳定）121.7810-10′次级滑面1.27\\1.71（稳定）\根据前述Ⅰ1、Ⅰ2、Ⅰ3不稳定斜坡稳定性定量评价，在不考虑斜坡前缘挡墙支挡力时，各斜坡天然工况稳定～基本稳定，暴雨工况欠稳定～基本稳定。据现场调查，Ⅰ1不稳定斜坡前缘见有6根抗滑桩，斜坡体上未见裂缝、滑塌等变形迹象，在考虑抗滑桩支挡力，结合野外宏观变形特征，综合判断Ⅰ1不稳定斜坡天然工况稳定，暴雨工况基本稳定。据现场调查，Ⅰ2不稳定斜坡前缘见有重力式干砌条石挡墙，据访问局部多次垮塌，现场见挡墙有反倾、鼓胀变形，斜坡体上未见裂缝、滑塌等变形迹象，在考虑挡墙支挡力，结合野外宏观变形特征，综合判断Ⅰ2不稳定斜坡天然工况稳定，暴雨工况基本稳定。据访问调查，Ⅰ3不稳定斜坡在2020年6月强降雨期间，斜坡多处出现拉张裂缝，在斜坡前部发生了2处土层滑塌变形；前缘局部有重力式混凝土挡墙，未见变形，在考虑挡墙支挡力，结合野外宏观变形特征，综合判断Ⅰ3不稳定斜坡天然工况稳定，暴雨工况基本稳定。3.2.2危岩体稳定性计算（1）工况组合危岩主要破坏模式为滑移式、倾倒式及坠落式。计算工况：滑移式：采用的工况分为一般工况（天然、暴雨）、校核工况（地震）。倾倒式：采用的工况分为一般工况（天然、暴雨）、校核工况（地震。坠落式：采用的工况分为一般工况（天然、暴雨）、校核工况（地震）。计算中采用的暴雨强度是重现期为20年的暴雨强度。考虑降雨对危岩稳定的影响时，除计算暴雨时裂隙水压力外，还分析降雨引起的土体物质迁移所导致的上覆土体自重变化。表3.2-2危岩稳定安全系数破坏模式防治工程等级一级二级三级一般工况校核工况一般工况校核工况一般工况校核工况滑移式1.401.151.301.101.201.05倾倒式1.501.201.401.151.301.10坠落式1.601.251.501.201.401.15（3）计算指标在考虑到裂隙的贯通程度、裂隙的填充程度及裂隙的结合情况的基础上，根据《建筑边坡工程技术规范》（GB50330-2013）表4.5.1规定的结构面抗剪强度指标标准值来确定裂隙面粘聚力C及内摩擦角φ；自然状态下裂隙充水高度根据现场实际调查情况而定，暴雨时裂隙充水高度取裂隙深度的0.3～0.6倍。危岩体稳定性划分标准见表3.2-3。表3.2-3危岩稳定性划分标准危岩类型危岩体稳定状态Ft取值不稳定欠稳定基本稳定稳定滑移式F<1.01.00≤F<1.151.15≤F<FtF≥Ft倾倒式F<1.01.00≤F<1.251.25≤F<FtF≥Ft坠落式F<1.01.00≤F<1.351.35≤F<FtF≥Ft计算结果通过对本次调查14处危岩体稳定性计算结果表明，本次勘查危岩的稳定性定性评价与定量评价结论基本一致。天然工况下均稳定；暴雨工况下：基本稳定的危岩体6块（DW6、DW9、DW10、DW12、DW13、DW14），欠稳定的危岩8块（DW1、DW2、DW3、DW4、DW5、DW7、DW8、DW11），评价结果一览表见表3.3-4所示。计算过程详见附件2；综上所述，陡崖带带危岩体在暴雨等不利工况下稳定系数均小于防治工程安全系数，安全储备不足。随着雨水长期的侵蚀、危岩基座软化作用，危岩体结构面逐渐贯通，力学性能下降，同时受裂隙水压力的作用，危岩体极有可能发生失稳破坏。危岩体一旦失稳破坏，将会严重威胁对其下方居民、建筑物、学校师生及来往行人的生命财产安全。表3.2-4危岩稳定性计算结果表序号危岩编号计算剖面计算

工况破坏

模式计算稳定性系数F安全系数Ft稳定性定量评价1DW113-13′剖面天然滑移式1.361.30稳定暴雨1.121.30欠稳定地震1.031.10欠稳定2DW22-2′剖面天然滑移式1.491.30稳定暴雨1.131.30欠稳定地震1.061.10欠稳定3DW312-12′剖面天然滑移式1.391.30稳定暴雨1.131.30欠稳定地震1.051.10欠稳定4DW414-14′剖面天然滑移式1.351.30稳定暴雨1.111.30欠稳定地震1.041.10欠稳定5DW515-15′剖面天然滑移式1.321.20稳定暴雨1.091.20欠稳定地震1.021.05欠稳定6DW621-21′剖面天然滑移式1.361.20稳定暴雨1.171.20基本稳定地震1.091.05欠稳定7DW722-22′剖面天然滑移式1.241.20稳定暴雨1.021.20欠稳定地震0.951.05不稳定8DW824-24′剖面天然滑移式1.411.20稳定暴雨1.111.20欠稳定地震1.031.05欠稳定9DW923-23′剖面天然滑移式1.431.20稳定暴雨1.161.20基本稳定地震1.081.05欠稳定10DW104-4′剖面天然滑移式1.431.20稳定暴雨1.181.20基本稳定地震1.101.05欠稳定11DW1117-17′剖面天然滑移式1.451.20稳定暴雨1.141.20欠稳定地震1.071.05欠稳定12DW1226-26′剖面天然滑移式1.451.20稳定暴雨1.161.20基本稳定地震1.071.05欠稳定13DW1327-27′剖面天然滑移式1.361.20稳定暴雨1.181.20基本稳定地震1.081.05欠稳定14DW1428-28′剖面天然滑移式1.401.20稳定暴雨1.171.20基本稳定地震1.071.05欠稳定4初步设计4.1设计指标石柱县大歇镇集镇地质灾害综合治理工程主要包含蜂子岩危岩带、大歇中学不稳定斜坡稳、瓦窑坝泥石流，本单点报告对大歇中学不稳定斜坡地灾体防治安全等级如下：根据《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019），大歇中学不稳定斜坡Ⅰ1斜坡、Ⅰ2斜坡、Ⅱ1斜坡、4块危岩单体（DW1～DW4）防治工程等级均为二级，大歇中学不稳定斜坡10块危岩单体（DW5～DW14）防治工程等级均为三级，大歇中学不稳定斜坡Ⅰ3斜坡、Ⅱ2斜坡、Ⅲ1斜坡防治工程等级均为一级，防治工程设计荷载组合为暴雨工况、地震工况。防治工程的基准期按50年运行期考虑。4.2治理工程初步设计治理方案一大歇中学不稳定斜坡治理推荐方案:抗滑桩板墙+截排水+危岩锚固+局部危岩清除+被动防护网+孤石清除。大歇中学不稳定斜坡治理工程对比方案：抗滑桩板墙+格构锚杆加固既有挡墙+削方减载+截排水+危岩、孤石清除+被动防护网+房屋后损坏挡土墙修复。危岩单体及孤石治理方案：表4.2-1大歇中学危岩单体设计方案统计表序号危岩编号破坏

模式计算稳定性系数F安全系数Ft稳定性定量评价治理建议措施1DW1滑移式1.361.30稳定人工清除1.121.30欠稳定2DW2滑移式1.491.30稳定支撑+锚杆1.131.30欠稳定3DW3滑移式1.391.30稳定支撑+锚杆1.131.30欠稳定4DW4滑移式1.351.30稳定支撑+锚杆1.111.30欠稳定5DW5滑移式1.321.20稳定支撑+锚杆1.091.20欠稳定6DW6滑移式1.361.20稳定支撑+锚杆1.171.20基本稳定7DW7滑移式1.241.20稳定支撑+锚杆1.021.20欠稳定8DW8滑移式1.411.20稳定支撑+锚杆1.111.20欠稳定9DW9滑移式1.431.20稳定支撑+锚杆1.161.20基本稳定10DW10滑移式1.431.20稳定支撑+锚杆1.181.20基本稳定11DW11滑移式1.451.20稳定支撑+锚杆1.141.20欠稳定12DW12滑移式1.451.20稳定支撑+锚杆1.161.20基本稳定13DW13滑移式1.361.20稳定人工清除1.181.20基本稳定14DW14滑移式1.401.20稳定人工清除1.171.20基本稳定表4.2-2斜坡区孤石稳定性一览表编号体积（m3）嵌入土层深度（m）稳定性治理措施DGS11.440.1基本稳定人工清除DGS23.750.2基本稳定人工清除DGS32.450.2基本稳定人工清除DGS447.350.5基本稳定人工清除DGS55.150.2基本稳定人工清除DGS61.140.1基本稳定人工清除DGS728.51基本稳定人工清除结构计算1）锚杆计算锚杆轴向拉力标准值和设计值计算：式中：——锚杆轴向拉力标准值（kN）；——锚杆所受水平拉力标准值（kN）；——锚杆挡墙锚杆所受水平拉力修正值（kN）；——锚杆倾角（°）；锚杆钢筋截面面积：式中：——锚杆钢筋截面面积（mm2）；——锚杆杆体抗拉安全系数，永久性锚杆Ⅲ级取1.8；——锚筋抗拉强度设计值（kPa），采用HRB400钢筋取=360000kPa。锚杆锚固体与地层的锚固长度计算：式中：la——锚固段长度（m）；D——锚固体直径（m）；——岩土层与锚固体极限粘结强度标准值（kPa），灰岩取800（kPa）；——锚杆锚固体抗拔安全系数，永久性锚杆取Ⅲ级取2.2。锚杆钢筋与砂浆间的锚固长度计算：式中：d——锚筋直径（m）；n——钢筋根数；fb——钢筋与锚固体粘结强度设计值，取2400（kPa）；其余符合同上。（1）DW2危岩锚杆计算DW2设计剩余下滑力为142.11KN，下滑力力臂为0.9m，锚杆力臂为1.4m，锚杆设置3根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=142.11×0.9/1.4/2=45.68kN。锚杆轴向拉力标准值Nak45.68kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb2普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As253.77mm2锚固体抗拔安全系数K2.4锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la1.07m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.58m综上：DW2危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（2）DW3危岩锚杆计算DW3设计剩余下滑力为428.67KN，下滑力力臂为1.34m，锚杆力臂为1.4m，锚杆设置4根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=428.67×1.34/1.4/4=102.57kN。锚杆轴向拉力标准值Nak102.57kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb2普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As569.86mm2锚固体抗拔安全系数K2.4锚固段钻孔直径D0.11m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk760kPa所需锚固段长度la0.94m选用锚杆钢筋根数n2根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.65m综上：DW3危岩体采用2根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积982mm2，锚固段取3m，锚固体直径110mm。（3）DW4危岩锚杆计算DW4设计剩余下滑力为941.05KN，下滑力力臂为2.1m，锚杆力臂为1.9m，锚杆设置4根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=941.05×2.1/1.4/4=247.64kN。锚杆轴向拉力标准值Nak247.64kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb2普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As1375.80mm2锚固体抗拔安全系数K2.4锚固段钻孔直径D0.13m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk760kPa所需锚固段长度la1.91m选用锚杆钢筋根数n3根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb1680kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la1.50m综上：DW4危岩体采用3根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积1473mm2，锚固段取3m，锚固体直径130mm。（4）DW5危岩锚杆计算DW5设计剩余下滑力为308.42KN，下滑力力臂为2.1m，锚杆力臂为2.5m，锚杆设置2根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=308.42×2.1/2.5/2=129.54kN。锚杆轴向拉力标准值Nak129.54kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As647.68mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk760kPa所需锚固段长度la1.31m选用锚杆钢筋根数n2根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2040kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.89m综上：DW5危岩体采用2根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积982mm2，锚固段取3m，锚固体直径110mm。（5）DW6危岩锚杆计算DW6设计剩余下滑力为247.44KN，下滑力力臂为3.6m，锚杆力臂为3.5m，锚杆设置4根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=247.44×3.6/3.5/2=63.63kN。锚杆轴向拉力标准值Nak63.63kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As318.14mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la1.36m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.74m综上：DW6危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（6）DW7危岩锚杆计算DW7设计剩余下滑力为1197.75KN，下滑力力臂为2.1m，锚杆力臂为2.5m，锚杆设置6根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=1197.75×2.1/2.5/6=167.69kN。锚杆轴向拉力标准值Nak167.69kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As838.43mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.11m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la2.97m选用锚杆钢筋根数n2根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2040kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la1.15m综上：按照构造设计，DW7危岩体采用2根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积982mm2，锚固段取3m，锚固体直径110mm。（7）DW8危岩锚杆计算DW8设计剩余下滑力为60.8KN，下滑力力臂为1.7m，锚杆力臂为1.9m，锚杆设置3根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=60.8×1.7/1.9/3=119.78kN。锚杆轴向拉力标准值Nak18.13kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As90.67mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la0.39m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.21m综上：按照构造设计，DW8危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（8）DW9危岩锚杆计算DW9设计剩余下滑力为153.47KN，下滑力力臂为1.8m，锚杆力臂为1.4m，锚杆设置2根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=153.47×1.8/2.8/3=49.33kN。锚杆轴向拉力标准值Nak49.33kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As246.65mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la1.05m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.58m综上：按照构造设计，DW9危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（9）DW10危岩锚杆计算DW10设计剩余下滑力为63.34KN，下滑力力臂为1.4m，锚杆力臂为1.4m，锚杆设置4根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=63.34×1.4/1.4/3=15.84kN。锚杆轴向拉力标准值Nak15.84kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As79.18mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la0.34m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.18m综上：DW10危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（10）DW11危岩锚杆计算DW11设计剩余下滑力为221.84KN，下滑力力臂为1.95m，锚杆力臂为2.35m，锚杆设置3根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=221.84×1.95/2.35/3=15.84kN。锚杆轴向拉力标准值Nak61.36kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As306.80mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la1.31m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.72m综上：按照构造设计，DW11危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（11）DW12危岩锚杆计算DW12设计剩余下滑力为11.98KN，下滑力力臂为1.95m，锚杆力臂为1.9m，锚杆设置1根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=11.98×1.95/1.9/2=6.15kN。锚杆轴向拉力标准值Nak6.15kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As30.74mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la0.13m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.07m综上：DW12危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。（12）DW14危岩锚杆计算DW14设计剩余下滑力为1.33KN，下滑力力臂为1.7m，锚杆力臂为1.4m，锚杆设置1根，单根锚杆轴向拉力标准值Nak=1.33×1.7/1.4/1=1.62kN。锚杆轴向拉力标准值Nak1.62kN锚杆杆体抗拉安全系数Kb1.8普通钢筋抗拉强度设计值fy360000kPa所需锚杆钢筋截面面积As8.08mm2锚固体抗拔安全系数K2.2锚固段钻孔直径D0.091m岩土层与锚固体极限粘结强度标准值frbk360kPa所需锚固段长度la0.03m选用锚杆钢筋根数n1根选用锚筋直径d25mm钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值fb2400kPa锚筋与砂浆间的锚固长度la0.02m综上：DW14危岩体采用1根HRB400，直径为25的螺纹钢筋，实际钢筋截面面积491mm2，锚固段取3m，锚固体直径91mm。2）被动防护网计算（1）落石速度及崩落距离计算对危岩体的运动速度和运动距离进行分析：如图2-1所示，当落石第一次坠落在斜坡表面，因碰撞，能量发生变化，部分能量消耗在碰撞过程中，部分能量将使落石在坡面上继续运动。落石下落，势能的减少等于动能的增加。据能量守恒定律：据上式可以计算出落石碰撞前夕的速度，根据地形剖面可以计算出碰撞时的切向速度与法向速度，以及与的夹角。即：，落石与斜坡松散层地面的法向碰撞可认为是对心塑性碰撞，所以。切向碰撞，损失率采用10%。所以落石第一次在斜坡上碰撞与维持其继续运动的动能为。落石在斜坡上的继续运动是以滚动和滑动为主的综合形式。为了计算方便，可简化为沿斜坡的综合摩擦运动来分析。据功能原理，落石的势能变化等于动能变化和克服摩擦所做的功：图2-1危岩崩塌运动轨迹示意图式中：—单块危岩重量（t）；—重力加速度，取9.8kN/t；—各直线段斜坡的垂直高度（m）；—落石在斜坡面上任意位置处所具有的速度（m/s）；—落石在斜坡面上任意位置处所具有的切向速度（m/s）；—各直线段斜坡的平均坡度（°）；—落石与坡面之间的综合摩擦角，取平均坡度加1度（°）；—各直线段的运动斜向距离（m）。（2）防护网规格的选取防护网的规格依据落石的冲击能确定，落石动能按下式计算：式中：—落石的平动动能（J）；—防护网设置位置落石运动速度（m/s）。（3）防护网高度的确定防护网高度根据落石的最大弹跳高度确定，落石最大弹跳高度按下式计算：式中：v0——落石着地后的发射速度（m/s），按经验值确定，即着地前速度的0.3倍；β——落石反射速度与竖向的夹角（°）；α——山坡坡度（°）。（4）计算结果被动防护网设置在Ⅰ1、Ⅰ2、Ⅰ3不稳定斜坡前缘宽缓地带，选取2-2′、9-9′剖面进行计算。根据现场调查，Ⅱ2斜坡中部在2020年6月强降雨期间发生崩塌，崩塌体总量约200m3，单块体体积0.5～2.5m3，多呈方形，本次设计计算选取最大方量2.5m3的落石进行崩落计算，危岩运动坡体坡度30°～60°，基岩外露，局部有草和稀疏灌木的山坡，危岩落石运动形式主要以滚动、跳跃运动为主。支挡位置落石冲击能、速度、弹跳高度、冲击力计算简图及计算过程见下表。表4.2-42-2′剖面危岩崩落距离分段高度分段坡角分段摩擦角分段坡长初始切向速度终点速度分段水平距离坡段号H（m）β（°）β+1（°）L（m）Vt（m/s）Vi（m/s）（m）110.17454614.3816.7910.1725.98333410.9816.4216.289.2134.832339.0616.2816.177.6844.334357.6916.1616.066.3852.5825266.1015.8615.795.5361.4115165.4515.5515.495.26表4.2-59-9′剖面危岩崩落距离分段高度分段坡角分段摩擦角分段坡长初始切向速度终点速度分段水平距离坡段号H（m）β（°）β+1（°）L（m）Vt（m/s）Vi（m/s）（m）111.55353620.1419.8716.5026.19293012.7719.7619.6311.1734.5435367.9219.5219.446.4845.38293011.1019.3319.229.7154.12242510.1319.1419.049.2564.5636377.7618.6318.546.2871.0412135.0016.9316.884.8986.2645468.8514.1614.006.2691.1316174.1012.2512.193.94表4.2-6崩塌落石破坏后运动计算成果表剖面编号崩落最大方量拟设工程位置被动网设计(m3)速度(m/s)腾跃高度(m)能量(kJ)2-2’2.515.492.2910.00RXI-100型被动防护网，高3.0m9-9’2.512.192.4563.77RXI-100型被动防护网，高3.0m3）抗滑桩计算各支挡结构设计外力见表4.2-7，各支挡结构设计外力及桩前土稳定性计算过程详见附件1。表4.2-7各支挡结构设计外力剖面号1-1’2-2’3-3’4-4’9-9’10-10’支挡结构A型抗滑桩B型抗滑桩C型抗滑桩D型抗滑桩E型抗滑桩F型抗滑桩滑面倾角0.0°4.0°5.4°2.4°14.6°20.7°推力（KN/m）条块14991086剩余水平下滑力（工况2）955.56200.18306.85314.86265.44522.97桩前土抗力//////桩前土体抗力按被动土压力计算//////设计推力水平分力955.56199.70305.50314.58256.88489.24桩前土稳定性系数////5.05/抗滑桩内力计算：（1）1-1’剖面抗滑桩计算A型桩：抗滑动桩验算计算项目：抗滑桩3原始条件:墙身尺寸:桩总长:18.000(m)嵌入深度:9.000(m)截面形状:方桩桩宽:1.800(m)桩高:2.500(m)桩间距:5.000(m)嵌入段土层数:2桩底支承条件:自由计算方法:K法土层序号土层厚(m)重度(kN/m3)内摩擦角(度)土摩阻力(kPa)K(MN/m3)被动土压力调整系数12.00025.80026.14200.0040.0001.000220.00025.80026.14270.0060.0001.000桩前滑动土层厚:3.000(m)锚杆（索）参数:锚杆道数:0锚杆号锚杆类型竖向间距水平刚度入射角锚固体水平预加筋浆强度(m)(MN/m)(度)直径(mm)力(kN)fb(kPa)物理参数:桩混凝土强度等级:C30桩纵筋合力点到外皮距离:70(mm)桩纵筋级别:HRB400桩箍筋级别:HRB400桩箍筋间距:200(mm)场地环境:一般地区墙后填土内摩擦角:30.000(度)墙背与墙后填土摩擦角:15.000(度)墙后填土容重:20.300(kN/m3)横坡角以上填土的土摩阻力(kPa):70.00横坡角以下填土的土摩阻力(kPa):120.00坡线与滑坡推力:坡面线段数:14折线序号水平投影长(m)竖向投影长(m)11.1500.21022.3702.62032.8600.87042.6800.82054.4502.92062.9200.86073.5602.71083.9000.99094.3603.030105.3903.480113.6702.800124.4402.020132.9201.770146.1304.590地面横坡角度:0.000(度)墙顶标高:0.000(m)参数名称参数值推力分布类型矩形桩后剩余下滑力水平分力955.560(kN/m)桩前剩余抗滑力水平分力0.000(kN/m)采用土压力计算时考虑了桩前覆土产生的被动土压力覆土重度(kN/m3):20.300覆土浮重度(kN/m3):10.300覆土内摩擦角(度):20.500覆土粘聚力(kPa):21.500覆土被动土压力调整系数:1.000钢筋混凝土配筋计算依据：《混凝土结构设计规范》(GB50010-2010)注意：内力计算时，库仑土压力分项(安全)系数=1.350,滑坡推力分项(安全)系数=1.000=====================================================================第1种情况:滑坡推力作用情况[桩身所受推力计算]假定荷载矩形分布:桩后:上部=530.867(kN/m)下部=530.867(kN/m)桩前:上部=0.000(kN/m)下部=0.000(kN/m)桩前分布长度=3.000(m)(一)桩身内力计算计算方法:K法 背侧——为挡土侧；面侧——为非挡土侧。[锚杆内力标准值][桩内力设计值]背侧最大弯矩=25356.643(kN-m)距离桩顶10.800(m)面侧最大弯矩=0.000(kN-m)距离桩顶0.000(m)最大剪力=5264.458(kN)距离桩顶14.400(m)最大位移=94(mm)点号距顶距离弯矩剪力位移土反力(m)(kN-m)(kN)(mm)(kPa)1-0.0000.0000.000-94.25-0.00020.36034.400-191.112-91.59-0.00030.720137.601-382.224-88.92-0.00041.080309.601-573.336-86.26-0.00051.440550.403-764.448-83.60-0.00061.800860.004-955.560-80.95-0.00072.1601238.406-1146.672-78.29-0.00082.5201685.608-1337.784-75.63-0.00092.8802201.610-1528.896-72.98-0.000103.2402786.413-1720.008-70.33-0.000113.6003440.016-1911.120-67.69-0.000123.9604162.419-2102.232-65.05-0.000134.3204953.624-2293.344-62.43-0.000144.6805813.628-2484.456-59.81-0.000155.0406742.431-2675.568-57.20-0.000165.4007740.036-2866.680-54.60-0.000175.7608806.441-3057.792-52.02-0.000186.1209941.647-3248.904-49.45-0.000196.48011145.653-3440.016-46.91-0.000206.84012418.458-3631.128-44.38-0.000217.20013760.065-3822.240-41.87-0.000227.56015170.472-4013.352-39.40-0.000237.92016649.678-4204.464-36.94-0.000248.28018197.688-4395.576-34.52-0.000258.64019814.494-4586.688-32.14-0.000269.00021500.100-4777.800-29.79-595.770279.36023003.914-3623.304-27.48-1099.126289.72024108.879-2561.109-25.21-1008.4042910.08024847.912-1589.468-22.99-919.4543010.44025253.297-706.568-20.81-832.3323110.80025356.64389.449-18.68-747.0683211.16025188.893967.706-16.59-995.5053311.52024659.8951909.527-14.55-873.1883411.88023814.0332729.424-12.56-753.5923512.24022694.7113430.093-10.61-636.6243612.60021344.3654014.121-8.70-522.1623712.96019804.5434483.960-6.83-410.0573813.32018115.9184841.899-5.00-300.1403913.68016318.3735090.051-3.20-192.2244014.04014451.0795230.333-1.44-86.1124114.40012552.5325264.4580.3118.4034214.76010660.6685193.9312.03121.5304315.1208812.9055020.0483.72223.4774415.4807046.2334743.8945.41324.4474515.8405397.3004366.3557.08424.6374616.2003902.4563888.1298.74524.2264716.5602597.8503309.73610.39623.3804816.9201519.4492631.54112.04722.2444917.280703.1371853.77913.68820.9345017.640184.728976.58115.33919.5405118.0000.000256.56716.971018.121(二)桩身配筋计算点号距顶距离面侧纵筋背侧纵筋箍筋(m)(mm2)(mm2)(mm2)1-0.0009000900034320.3609000900034330.7209000900034341.0809000900034351.4409000900034361.8009000900034372.1609000900034382.5209000900034392.88090009000343103.24090009000343113.60090009000343123.96090009000343134.32090009000343144.68090009000343155.04090009000343165.40090009107343175.760900010331343186.120900011644343196.480900013047343206.840900014543343217.200900016135343227.560900017825343237.920900019616343248.280900021512343258.640900023516343269.000900025633343279.360900027545343289.7209000289663432910.0809000299233433010.4409000304513433110.8009000305863433211.1609000303673433311.5209000296793433411.8809000285853433512.2409000271503433612.6009000254363433712.9609000235043433813.3209000214113433913.6809000192133434014.0409000169613434114.4009000147023434214.7609000124813434315.1209000103393434415.480900090003434515.840900090003434616.200900090003434716.560900090003434816.920900090003434917.280900090003435017.640900090003435118.00090009000343=====================================================================第2种情况:库仑土压力(一般情况)[土压力计算]计算高度为9.000(m)处的库仑主动土压力第1破裂角：53.118(度)Ea=1073.848Ex=1037.258Ey=277.932(kN)作用点高度Zy=1.532(m)(一)桩身内力计算计算方法:K法 背侧——为挡土侧；面侧——为非挡土侧。[锚杆内力标准值][桩内力设计值]背侧最大弯矩=19955.834(kN-m)距离桩顶11.520(m)面侧最大弯矩=0.000(kN-m)距离桩顶0.000(m)最大剪力=6647.018(kN)距离桩顶9.360(m)最大位移=95(mm)点号距顶距离弯矩剪力位移土反力(m)(kN-m)(kN)(mm)(kPa)1-0.0000.0000.000-95.23-0.00020.3600.338-2.492-92.75-0.00030.7203.614-20.151-90.27-0.00041.08016.886-54.801-87.79-0.00051.44043.793-95.465-85.31-0.00061.80086.185-140.828-82.83-0.00072.160146.175-194.402-80.36-0.00082.520227.937-262.834-77.88-0.00092.880336.769-342.552-75.40-0.000103.240475.125-426.853-72.92-0.000113.600644.653-515.734-70.45-0.000123.960848.233-619.444-67.97-0.000134.3201092.415-737.839-65.50-0.000144.6801379.992-860.525-63.03-0.000155.0401712.508-987.503-60.56-0.000165.4002091.509-1118.774-58.09-0.000175.7602519.082-1258.849-55.63-0.000186.1202993.581-1363.093-53.17-0.000196.4803504.584-1501.288-50.72-0.000206.8404084.121-1719.583-48.28-0.000217.2004743.563-1945.206-45.84-0.000227.5605485.549-2178.157-43.41-0.000237.9206312.937-2420.289-40.99-0.000248.2807253.392-2872.708-38.58-0.000258.6408474.807-4104.428-36.19-0.000269.00010346.461-6485.150-33.81-676.248279.36012790.347-6647.018-31.45-1258.140289.72014955.000-5425.894-29.12-1164.723291