【《公路隧道支护结构设计》22000字】

公路隧道支护结构设计目录TOC\o"1-3"\h\u16000公路隧道支护结构设计 11972摘要 3102411绪论 4222201.1选题的目的及其意义 4207431.2国内外设计现状 5280201.2.1隧道施工理论体系 5230391.2.2地下结构施工方法 5259411.3设计内容与技术路线 6197411.3.1隧道初步设计 6169851.3.2隧道洞门设计及强度、稳定性计算 7161561.3.3隧道结构设计 7196761.3.4隧道辅助工程设计 828661.3.5隧道施工组织设计 8323541.3.6技术路线 8111132工程概况 1074212.1地理位置 10309722.2地形地貌 10170852.3地质构造 10154702.4地层岩性 10148302.5地震 10295472.6水文地质条件 1171442.6.1地表水 1188962.6.2地下水 11204152.7不良地质及特殊岩土 11319682.8隧道洞口工程地质 11120542.9相关规范标准 12107103隧道初步设计 1327833.1围岩分类 1391143.1.1一般规定 13222283.1.2围岩分级 14292083.2洞口位置及形式 16148193.2.1一般规定 16113763.2.2洞口位置 16294203.2.3洞门形式 1744093.3横断面设计 19154913.3.1建筑限界 19219583.3.2隧道内轮廓线 20285544隧道洞门验算 2132714.1条带“Ⅰ”的验算 21255734.1.1土压力计算 21181064.1.2稳定性及强度的检算 22183334.2检算条带“Ⅱ” 24253444.3检算条带“Ⅲ” 24102714.3.1土压力计算 24324144.3.1稳定性及强度的验算 2516645.隧道支护结构设计 2756085.1深浅埋判断 28222635.1.1隧道深浅埋判断 28226995.1.2围岩压力计算方法 2932905.2初期支护设计 31278005.2.1轴对称条件下喷层上围岩压力的计算 3281725.2.2锚喷支护的计算与设计 35307075.2.3Ⅳ级围岩锚喷支护验算 3673635.2.4Ⅴ级围岩锚喷支护验算 39242815.3二次衬砌结构设计 4285715.3.1Ⅲ级围岩衬砌验算 42121845.3.2Ⅳ级围岩衬砌验算 51289685.3.3Ⅴ级围岩衬砌验算 88243056隧道辅助工程措施 100234516.1一般规定 100151646.2超前注浆小导管 102257126.2.1超强注浆小导管施工原理 102301416.2.2性能特点及适用条件 102111466.2.3小导管布置及安装 102234807监控测量 103272317.1隧道测量的一般要求 103258567.1.1监控测量的必测项目 103135157.1.2监控测量项目及其测量方法 103112817.1.3监控测量间隔时间 104248917.3Ⅲ级围岩监控测量设计 105174037.3Ⅳ级围岩监控测量设计 106234087.4Ⅴ级围岩区段监控量测设计 107170647.5监控量测信息反馈 108323028.施工组织设计 108190068.1施工准备 108132058.1.1施工平面布置 109293608.1.2施工安排表 109227648.2施工进度 111155498.3施工方案及方法 11126058.3.1Ⅲ级围岩施工方法 111168698.3.2Ⅳ级围岩施工方法 112231898.3.3Ⅴ级围岩施工方案 113125828.4其他方案 114273939.结论 115摘要黄江2号公路隧道的最大埋深度为370m。主隧道的左线总长度为3038m，右线的总长度为3137m。生产线中间的围岩自稳定能力低，要求的建造质量高。为了减少修建公路隧道的风险，利用大学获得的知识进行了隧道支护结构的设计。黄江2号公路隧道是根据中央隧道的描述方法设计的。第一个圆的第一个中心绘制在上部结构中，该结构是具有单个中心的半圆。第二圆的中心定义侧壁部分的弧，而第三圆的确定是仰拱，这是大半径的弧。隧道施工建筑限界的净高为5m，净宽为11m。在地质条件下，该洞门采用翼墙式洞门来控制其稳定性和强度。进行初期支护和二次衬砌，并利用喷头锚固支撑理论进行初始支护控制计算。III级围岩的二次衬砌控制的计算进行了ANSYS数值模拟，IV级围岩进行了结构力学模型的计算以及ANSYS模拟的计算，Ⅴ级围岩的计算进行了ANSYS建模分析。黄江2号公路隧道施工组织分为辅助施工法和施工方法法。如果围岩级别较低，则采用超前锚杆支护方式进行加固，然后采用阶梯法进行开挖，围岩级别较高，就直接进行完整的全断面开挖法。最后，完成监控和测量设计分析。关键词：黄江2号公路隧道；翼墙式洞门；复合式衬砌；数值模拟1绪论1.1选题的目的及其意义当今，我国经济一直在高速发展，人们对交通的要求也越来越高。因此，现代化建设是经济社会发展带来的必然结果。但是，随着人们修建公路或铁路，不可避免地会遇到来自山川的障碍。为了解决这个问题，隧道建设已成为最实际，最有效的解决方案之一。隧道建设可以有效降低道路建设成本，有效缩短车辆行驶距离，行驶距离和行驶时间，最终达到增加客流和稳健发展交通网络的目标。公路隧道的建设对于改善我国公路网的结构，突破交通障碍，改善我国的陆路交通，加强经济和文化联系，建设和谐社会，促进沿线国道的建设具有十分重要的意义。到目前为止，我国的隧道数量在增加，施工难度也在增加。我国的隧道施工技术还不是很成熟，仍然存在很多问题。这些问题是制约我国隧道施工技术发展的较大障碍，同时也埋藏了许多隧道施工隐患。因此，选择该主题的重要性在于尝试通过理论知识和实践相结合来实现建设性的设计方案，这将在当前的隧道施工中起到一定的作用，并尽可能提高工程质量，并增加安全系数。1.2国内外设计现状1.2.1隧道施工理论体系隧道建设的理论体系大致分为两种理论体系：一种是Terzaghi，Platts等人在1920年代提出的传统的“松弛负荷”理论；另一种是1920年代的传统“松弛载荷”理论。另一种是1950年代的放松理论。Rabcewicz，M.Fetscher，J.Talobre和H.Kastner提出了“岩承理论”。一其实质是认为周围的坚硬岩石具有稳定自身的能力，不会在隧道中产生载荷，并且周围的不稳定岩石会坍塌，必须由支撑结构支撑；二的实质是，隧道周围岩石的稳定性显然是岩体本身具有自我稳定的能力，并且存在一个过程，使周围的不稳定岩石失去稳定性。如果在此过程中提供了限制，则围岩仍可以保持稳定的状态。1.2.2地下结构施工方法1.2.2.1“荷载-结构”模型该模型也称为结构力学方法。该方法是将支撑物和围岩分开考虑。支撑结构是主轴承体。土对结构的影响仅是产生作用在地下结构上的荷载，以计算荷载作用下衬砌的内部强度和变形。设计原理是根据围岩的分类或通过实际公式确定围岩压力。弹性支撑反映了围岩在支撑结构变形中的含量，而围岩的承载能力决定了围岩的压力和弹性支撑。内容的容量将随着时间的推移而被考虑。（围岩的承载力越高，施加在支撑结构上的压力越小，弹性支撑抑制支撑结构变形的弹性反作用力就越大。相对而言，支撑结构的作用变得较小。结构力学方法是我国广泛使用的在计算地下结构的一种主要方法。它主要适用于由于过度变形而引起的围岩松弛和塌陷，并且支撑结构可以主动保持岩石环境的“释放”压力的情况，因为这种类型的模型概念清晰，计算简单且易于接受工程师，今天仍然很常见，无非是一个普遍的潮湿问题。但是，它并不能真正反映隧道开挖后围岩与支撑结构之间的相互作用。1.2.2.2“地层-结构模型”该模型也称为岩石力学方法。由于现代隧道施工技术的发展，在开挖隧道后可以立即对围岩施加必要的约束，以抑制其变形并避免围岩过度变形，因为变形可能导致释放和坍塌。这时，隧道开挖引起的应力的重新分布可以被围岩和支护结构系统抵御，从而达到新的应力平衡。岩石力学的方法主要是预先设计螺栓和混凝土支撑。该方法的出发点是支撑结构与围岩相互作用形成一个共同的固位系统，其中围岩为主要支撑结构，支撑结构为嵌在围岩孔中的挡圈围岩的变形是两者结合作用的结果，即支撑结构体系达到平衡状态。他的计算模型是地层结构的模型，即由无限或半无限环境中的结构和嵌入在围岩中的孔中的支撑结构（等效于固化环）组成的复合模型。其特点是在开挖隧道后能反映出围岩的应力状态。目前对这种模式的求解方法主要有数值法、剪切滑移破坏法和特征曲线法。1.2.2.3信息反馈方法及其经验方法由于围岩性质的复杂性以及诸如施工等人为因素的影响，在隧道工程中，无论事先进行多么细致的检查和测试，支护的实际强度和变形状态往往是困难的。根据力学模型进行分析结果是一致的。为了确保隧道工程支护结构的安全性，可靠性和经济性，在施工阶段进行了监测和测量，并汇总了因开挖隧道而在围岩和支护结构中产生的位移和应力变化等信息。及时并根据某些情况来确定是否有必要修改预先设计的支撑结构和施工过程，该方法称为反馈方法，也称为监视方法。其特点是可以反映隧道开挖后围岩的应力状态和变形状态，从而使设计和施工与围岩的当前动态相匹配。隧道工程中使用的反馈方法可以归纳为两类，即理论响应方法和经验反馈方法。理论响应方法基于地质研究的初步结果，初步设计和施工效果以及初步设计和施工效果的理论分析（使用相同的测量数据或时间序列回归分析围岩宏观的参数位移分析。数值分析隧道稳定性的方法），以确定隧道的稳定性。审查设计参数和构造方法。经验反馈定律直接使用实测数据与经验数据（位移值，位移率，位移率变化率等）进行比较，以判断隧道的稳定性。1.3设计内容与技术路线1.3.1隧道初步设计（1）围岩分类根据《公路工程地质勘察规范JTGC20－2011》、《公路隧道设计规范JTJD70-2004》，综合物探、钻探资料及地调成果,本隧道围岩可划分为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ三级。（2）洞口位置及型式一般应依据具体工点的地形、地质、水文等条件，结合工程施工安全、环境保护要求、洞口相关工程加以全面研究，综合比较其经济、技术上的合理性和安全性。同时注意在城镇附近或与公路交叉的地段应与周围景观和交叉方式相协调。（3）横断面设计隧道的横截面包括隧道边界，通风和其他必要的横截面面积。根据围岩压力，横截面的形状和大小应该是最经济的值。在设计过程中，必须满足“公路工程技术标准”中指定的值，并且必须设计公路隧道施工边界的横截面。设计横截面时，必须考虑通风对横截面的影响。通风方式的选择主要考虑隧道的长度和交通条件，以及气象，环境，地形和地质条件。充分考虑各种因素后，请选择一种有效且经济的通风方法。1.3.2隧道洞门设计及强度、稳定性计算（1）入口段洞门设计结合洞门处附近的围岩，地质条件，以及实际地段，参考规范上的建议，选择合适的几种洞门形式，然后再综合考虑造价、施工难易程度等方面的因素，在所选的洞门中进行筛选。（2）洞门强度稳定性验算选定洞门以后要对其进行：滑动稳定性验算、倾覆稳定性验算、基底应力及偏心距验算、墙身截面强度验算（法向应力及偏心距验算、剪应力验算），相应的计算公式，查规范，验算结果要符合规范规定。1.3.3隧道结构设计（1）各级围岩的支护结构设计首先，根据围岩各层的实际埋深，判断埋深和浅度，确定各围岩的压力，设置不同的参数，通过ANSYS进行建模，并基于机械师坚决执行内部力量。并进行变形分析，可以判断初始支护参数的选择是否合理，挖完围岩后是否能满足溶洞的稳定性，如果不满足，可以修改参数并重新计算。（2）支护结构变形图、内力图及配筋图确定计算出的各段围岩压力荷载的高度和大小，并同时根据初步的二次对准参数，从ANSYS中获取模型，得到计算所需的基本参数，并采用基于荷载结构模型的方法进行内部强度和变形分析的结构力学方法。取轴向强度图，剪力图和弯矩图，并按规格计算钢筋，最后检查混凝土结构的裂缝宽度，以检查钢筋的数量，厚度和数量对于二次衬砌混凝土是合理的。如果不符合要求，请进行相应的调整。1.3.4隧道辅助工程设计预支护是为确保隧道工程开挖面的稳定性而采取的辅助措施。辅助措施的选择应根据围岩的地质条件，地下水条件，施工方法，环境要求和其他具体条件而定，并尝试与常规施工方法相结合，进行完整的技术和经济比较。并选择其中一个或多个同时使用。建议采用超前锚杆，小导管，长管棚。1.3.5隧道施工组织设计施工组织设计是施工准备工作的最重要环节，是指导现场施工全过程中各项活动的综合性技术文件。（1）施工设计结合总体设计中施工方法、施工工序安排、施工工法的变换和衬砌结构内力计算的结果以及隧道防排水的设计结果，综合确定最终隧道施工和衬砌施工的方案，合理衔接各部分，使之符合工程实际和经济要求。（2）监控量测监控量测工作应结合开挖、支护作业的进程，按要求布点和监测，并根据现场实际情况及时调整补充，量测数据应及时分析、处理和反馈。。1.3.6技术路线从资料分析出发进行隧道初步设计，对围岩进行分类后，在隧道位置及线路确定洞口位置及形式，横断面设计；确定隧道洞门选型、强度稳定性分析验算；根据给定的隧道技术参数进行隧道结构设计；再进行隧道辅助工程设计；最后根据总体设计结果确定最终的施工组织设计，具体流程如下：图1技术路线图2工程概况2.1地理位置隧道位于广东省河源市龙川县和东源县交界处，洞身段在龙川县黄布镇附近，进口位于黄布镇松阳村，出口位于叶潭镇如輋村，设计为分离式隧道。2.2地形地貌隧道位于沟谷斜坡-低山地貌区，区内最高标高在C3YK103+820，高717m，最低标高在隧道右线出口，296m，相对高差721m。隧道进出口端山坡坡度较陡，一般10°～30°，中部一般30°～50°。植被发育，水土保持较好2.3地质构造本项目区域处相对较稳定的地质环境，新构造运动不发育，未发现活动性深大断裂。从新构造运动发育特征分析，自更新世以来，地壳具有间歇性的升降运动，并伴随有不同程度的断裂发生。全新世以来，地壳处于相对稳定阶段，区域构造条件相对较稳定。隧道端进口地层产状为328°∠76°，出口端地层产状220°∠32°。地层为下古生界（Pzl）石英砂岩；燕山期（γ52）花岗岩，隧道进出口地层与山坡坡向斜交。2.4地层岩性根据野外调查及钻探、物探资料，隧道区出露地层为下古生界（Pzl）石英砂岩；燕山期（γ52）花岗岩；坡积（Qdl）粉质黏土。2.5地震根据《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），隧道区地震活动微弱，历史上无中强地震记载，地震动峰值加速度为0.05g、地震动反应谱特征周期为0.35s，地震基本烈度6度。考虑工程的重要性，依据《公路工程抗震规范（JTGB02-2013）》的有关规定，隧道按地震基本烈度7度设防，其设计基本地震加速度a=0.1g，地震动反应谱特征周期T=0.35s。2.6水文地质条件2.6.1地表水区内地表水系稍发育，隧道出口地表有一条溪沟，常年有水流，水量小。地表水主要为大气降水形成的地表面流，地表径流条件较好，隧道进、出口位于斜坡上，分布标高较高，均有沟谷通过，汇水面积大，水量多，地表水对隧道施工仍然有一定的影响。据地表水样分析结果：PH值=6.87，侵蚀性CO2=3.67mg/L，HCO3-=0.32mmol/L，参照《公路工程地质勘察规范》（JTGC20－2011）结合区域水文地质条件综合判断，地表水对混凝土结构具微腐蚀性，对钢筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀性。2.6.2地下水该隧道地下水为表层坡积粉质黏土中的孔隙水及基岩风化带内的裂隙水，水量大小受裂隙发育程度及季节变化影响，补给来源主要为大气降水下渗补给，由于岩性差异风化较明显，不同类型的结构面发育，具较强的透水性，地表水顺各结构面渗入地下，使得隧道区地下水较为发育。2.7不良地质及特殊岩土揭露不良地质主要为堆积体DJ7，该堆积体位于C3YK104+835-C3YK104+945m，呈圈椅状，长约130m，宽50-70m，厚度5.0-11.0m，堆积物成份松散-稍密碎石土，粉质黏土呈可塑状。为坡洪积成因。该堆积体对隧道出口边坡稳定危害较大。2.8隧道洞口工程地质进口位于一近北东向斜坡上，上覆粉质黏土层、全风化厚约2.00～5.00m，强风化岩厚度较大，厚度约5.00～15.00m，中风化岩厚度大，斜坡自然坡度15～30°。岩层产状328°∠76°；洞口岩石裂隙发育，岩体极为破碎，完整性差，围岩分级为Ⅴ级，成洞条件差，围岩易坍塌，处理不当可能出现大体积坍塌及冒顶，进口边坡为斜交顺向坡，不利于边坡稳定。出口位于一近南向边坡上，上覆残坡积物粉质黏土层厚0.90m，强风化岩厚度较大，厚度约14.0m，斜坡自然坡度10～15°。岩层产状220°∠32°。洞口岩石裂隙发育，岩体较破碎，完整性差，围岩分级为Ⅴ级，成洞条件差，围岩易坍塌，处理不当可能出现大体积坍塌及冒顶，左线出口部位在右侧形成开挖路堑，边坡为逆向坡，坡度较陡。2.9相关规范标准JTGD70-2014.公路隧道设计规范JTGF60-2009.公路隧道施工技术规范JTGF40-2004.公路隧道通风照明设计规范JTGB01-2014.公路工程技术标准GB50086-2001.锚杆喷射混凝土支护技术规范JTGB01-2014.公路工程技术标准JTG/TD70-2010.公路隧道设计细则JTGB02-2013.公路工程抗震规范GB50010-2010.混凝土结构设计规范3隧道初步设计3.1围岩分类3.1.1一般规定围岩是指隧道开挖后其周围产生应力重分布范围内的岩体，或指隧道开挖后对其稳定性产生影响的那部分岩体(这里所指的岩体是土体与岩体的总称)。修建隧道所遇到的地质条件从松散的流砂到坚硬的岩石，从完整的岩体到极破碎的断裂构造带等,其变化幅度大。在不同的岩体条件中开挖隧道后岩体所表现出的性态是不同的,可归纳为充分稳定、基本稳定、暂时稳定和不稳定四种。由于隧道工程的地质环境十分复杂，人们对此的认识还不够完善。根据长期的工程实践，工程师已经意识到，各种围岩的物理特性之间存在一定的内部联系和规律。根据这些联系和规律，围岩可以分为几个层次。这是围岩的分类。目的是：作为选择施工方法的依据；进行科学管理，准确评估经济效益；确定结构上的载荷（自由载荷）；给出衬砌结构的类型和尺寸；制定劳动定额依据和物资消耗标准等。围岩分级在当前以经验判断为主的技术水平的情况下，显得尤为重要。因此各国都研究实施了众多的分级方法,人们从使用的角度,要求比较理想的分级方法是:①准确客观.有定量指标，尽量减少因人而异的随机性;②便于操作使用，适于一

般勘测单位所具备的技术装备水平;③最好在挖开地层前得到结论。围岩分级方法现行的许多围岩分级方法中,作为分级的基本要素大致有以下三大类：第Ⅰ类:与省性有关的要素，例如分为硬岩、软岩膨胀性岩类等。其分级指标是岩石强度和变形性质等。例如若石的单轴抗压强度、岩石的变形模量或弹性波速度等。第Ⅱ类:与地质构造有关的要素，如软弱结构面的分布与性态、风化程度等。其分级指标采用诸如岩石的质量指标地质因素评分法等等。这些指标实质上是对岩体完整性或结构状

态的评价。这类指标在划分围岩的级别中-般

占有重要的地位。第Ⅲ类:与地质构造和岩性综合，即上述第Ⅰ和Ⅱ类的综合因素。目前国内外围岩的分级方法，考虑上述三大基本要素，按其性质主要分为如下几种。（一）以岩石强度或岩石的物性指标为代表的分级方法1.以岩石强度为基础的分级方法2.以岩石的物性指标为基础的分级方法（二）以岩体构造、岩性特征为代表的分级方法1.泰沙基分级法2.以岩体综合物性为指标的分级方法（三）与地质勘探手段相联系的分级方法1.按弹性波（纵波）速度的分级方法2.以岩体质量为指标的分级方法—RQD方法（四）组合多种因素的分级方法3.1.2围岩分级根据《公路工程地质勘察规范JTGC20－2011》、《公路隧道设计规范JTGD70-2004》，综合物探、钻探资料及地调成果，本隧道围岩可划分为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ三级。隧道围岩具体分级分段情况及围岩性质见工程地质条件见下表（右线工程地质相似）。表3.1围岩分级表序号里程围岩波速（m/s）[BQ]围岩级别长度（m）左线1C3ZK101+805~C3ZK101+920560~2380Ⅴ1152C3ZK101+920~C3ZK102+0002470~3480265Ⅳ803C3ZK102+000~C3ZK102+1603230~3860370Ⅲ1604C3ZK102+160~C3ZK102+2402470~3480265Ⅳ805C3ZK102+240~C3ZK102+3602030~3050105Ⅴ1206C3ZK102+360~C3ZK102+4402820~3580265Ⅳ807C3ZK102+440~C3ZK102+7203530~4150370Ⅲ2808C3ZK102+720~C3ZK102+8002420~3630265Ⅳ809C3ZK102+800~C3ZK102+8802360~2850105Ⅴ8010C3ZK102+880~C3ZK102+9602450~3720265Ⅳ8011C3ZK102+960~C3ZK103+2203530~4170370Ⅲ26012C3ZK103+220~C3ZK103+3002630~3450265Ⅳ8013C3ZK103+300~C3ZK103+3802160~3120105Ⅴ8014C3ZK103+380~C3ZK103+4802630~3450265Ⅳ10015C3ZK103+480~C3ZK102+2003350~4160370Ⅲ36016C3ZK104+200~C3ZK104+2802670~3470265Ⅳ8017C3ZK104+280~C3ZK104+3602080~2910105Ⅴ8018C3ZK104+360~C3ZK104+4402510~3630265Ⅳ8019C3ZK104+440~C3ZK104+6003310~4180370Ⅲ16020C3ZK104+600~C3ZK104+7202620~3560265Ⅳ12021C3ZK104+720~C3ZK104+825590~2460Ⅴ105右线1C3YK101+815~C3YK102+000560~2380Ⅴ1852C3YK102+000~C3YK102+1202450~3720265Ⅳ1203C3YK102+120~C3YK102+2002470~3320105Ⅴ804C3YK102+200~C3YK102+3502630~3570265Ⅳ1505C3YK102+350~C3YK102+8303530~4160370Ⅲ4806C3YK102+830~C3YK102+9102870~3580265Ⅳ807C3YK102+910~C3YK102+9902360~3210105Ⅴ808C3YK102+990~C3YK103+0702450~3720265Ⅳ809C3YK103+070~C3YK103+2803550~4210370Ⅲ21010C3YK103+280~C3YK103+3602930~3650265Ⅳ8011C3YK103+360~C3YK103+4402160~3120105Ⅴ8012C3YK103+440~C3YK103+5402890~3720265Ⅳ10013C3YK103+540~C3YK104+2703430~4180370Ⅲ73014C3YK104+270~C3YK104+3502670~3470265Ⅳ8015C3YK104+350~C3YK104+4302080~2910105Ⅴ8016C3YK104+430~C3YK104+5102510~3630265Ⅳ8017C3YK104+510~C3YK104+7003430~4180370Ⅲ19018C3YK104+700~C3YK104+8202620~3560265Ⅳ12019C3YK104+820~C3YK104+925590~2460Ⅴ1053.2洞口位置及形式3.2.1一般规定隧道位置选定以后.隧道长度由它的两端洞口位置确定(即隧道长度为其进出口洞门墙外表面与线路内轨顶面标高线交点之间的距离)。隧道的入口是隧道的出入口，也是隧道建设中的主要通道。如果隧道入口位置的选择合理，将会对隧道的工期，成本和运营安全产生重大影响。因此，在隧道轨道设计中，开口位置的选择是非常重要的任务。隧道的进出口是隧道施工的唯一裸露部分也是整个隧道连接不良的地方。由于洞穴入口处的地质条件恶劣，其中大多数远远超过了堆积物；上覆层厚度薄，地形倾斜，容易引起浅埋的侧向压力。它也受到地表水剥落的影响，隧道在一天之内就被挖了。干扰和其他原因很容易导致山地不稳定，滑坡和滑坡。如果洞穴入口的位置选择不当，可能会导致洞穴入口坍塌而无法进入洞穴，或者疾病康复工作的数量将过多，甚至还会存在下一个问题。为此，在以前的隧道项目中有很多教训。根据我国多年实践经验，总结出“早进晚出”的原则。即在决定隧道洞口位置时，为了确保施工运营的安全，宁可“早进洞，晚出洞”，虽然这么做隧道修建时长长了一

些，却较安全可靠。

当然,并不意味着进洞越早越好出洞越晚越好，而是应当从安全等多方面比较确定。理想的洞口位置应选择地质条件良好、地势开阔、施工方便、经济合理之处。3.2.2洞口位置隧道位于广东省河源市龙川县和东源县交界处，洞身段在龙川县黄布镇附近，进口位于黄布镇松阳村，出口位于叶潭镇如輋村，设计为分离式隧道。进口位于一近北东向斜坡上，上覆粉质黏土层、全风化厚约2.00～5.00m，强风化岩厚度较大，厚度约5.00～15.00m，中风化岩厚度大，斜坡自然坡度15～30°，岩层产状328°∠76°。3.2.3洞门形式根据上述隧道的围岩分级可知，本隧道可分为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ三个等级的围岩。而进口洞口岩石裂隙发育，岩体极为破碎，完整性差，围岩分级为Ⅴ级，成洞条件差，围岩易坍塌，处理不当可能出现大体积坍塌及冒顶，进口边坡为斜交顺向坡，不利于边坡稳定。表3.2洞门形式所以该隧道的洞门形式选择翼墙式（八字式）洞门。当洞穴入口的地质条件较弱（Ⅳ级及以上的围岩）且山的纵向推力较大时，可以将翼墙放置在端墙门户的一侧或两侧。机翼壁可以承受安装座在前部的纵向推动，并增加安装座的纵向推动。洞穴入口的防滑和防倾覆功能。两侧都可保护切口的侧坡并充当挡土墙。机翼壁的上表面与斜坡的延伸表面向上成一直线，并在其上方放置一个沟渠，以将从隧道闸顶部的水槽收集的地表水引导至侧向截流通道，以用于引流。图3.1入口洞门初设示意图图3.2洞门翼墙示意图3.3横断面设计3.3.1建筑限界（1）公路等级：高速公路（2）行车道数：双向四车道（3）隧道设计速度：100km/h（4）隧道建筑限界：净宽0.75+0.25+0.5+2×3.75+1.0+1.0=11.0m，净高5.0m（5）隧道紧急停车带建筑限界：净宽0.75+0.25+0.5+2×3.75+1.0+3.0+1.0=14.0m，净高5.0m（6）分离隧道行车横洞建筑限界：净宽4.5m，净高5.0m（7）分离隧道行人横洞建筑限界：净宽2m，净高2.5m（8）设计汽车荷载：公路－Ⅰ级（9）隧道防水要求：拱部、边墙、路面、设备箱硐室不渗水；衬砌背后不积水，排水沟不冻结；车行横洞、人行横洞等拱部不滴水、边墙不淌水（10）设计洪水频率：1/100（11）地震设防标准：基本烈度为Ⅵ度，设计基本地震动峰值加速度为0.1g，特征周期采用0.35s横断面设计见图3.3图3.3横断面设计（单位：cm）3.3.2隧道内轮廓线隧道内轮廓线见图3.4图3.4隧道内轮廓断面图（单位：cm）4隧道洞门验算4.1条带“Ⅰ”的验算表4.1洞门设计计算参数仰坡坡率计算摩擦角∅重度γ/KN·基底摩擦系数f基底控制压应力/MPa1：12545200.351.2~1.5翼墙计算高度取距洞门前0.5m处高度H=8m，洞门后填土高度H′=7.2m，翼墙厚度B=1.7m，洞门墙背距仰坡坡脚距离a=2m，由图2得取ℎ0=1.744.1.1土压力计算（1）侧压力系数λ的计算已知：tanα=0.1；tanφ=tan45°=1；tanε=0.8（2）土压力的计算土压力计算其中：，;，；土压力E距墙脚点距离4.1.2稳定性及强度的检算（1）倾覆稳定的验算满足倾覆盖要求式中：（2）滑动稳定的验算式中：满足滑动稳定的要求。（3）合力的偏心距的验算式中：满足底合力的偏心距。（4）基底压应力的验算对于时式中：满足基底压应力的要求。（5）墙身截面偏心验算合力矩距形心距离C：因为σ出现负值，故尚因检算不考虑圬工承受拉力时受压区应力重分布的最大压应力。通过应力从分布，受压区的最大压应力。满足墙身截面强度的要求。4.2检算条带“Ⅱ”（1）土压力的计算=0.2236，端墙高度12.502m,墙背填土高度11.502m。端墙厚度B=1.6m土压力E因此，土压力E距墙脚点距离C1：H′/3=3.833m满足滑动稳定的要求。4.3检算条带“Ⅲ”=0.2236，所取墙高H=3.6m,墙背填土高度H=2.7m,端墙厚度B=1.6m。4.3.1土压力计算（1）土压力E土压力E距墙脚点距离C14.3.1稳定性及强度的验算（1）倾覆稳定的验算满足倾覆稳定的要求。（2）滑动稳定的验算满足滑动稳定的要求。（3）合力的偏心距的验算满足底合力的偏心距。（4）基底压应力的验算对于时满足基底压应力的要求。（5）墙身截面偏心验算合力距距形心距离C：满足墙身截面强度的要求。5.隧道支护结构设计黄江2号公路隧道为高速公路隧道，根据《公路隧道设计规范》采用复合式衬砌。出、入口均为Ⅴ级围岩，洞身包含Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ级围岩，采用工程类比法进行设计。复合衬砌的设计参数见表5.1、5.2。表5.1预留变形量（cm）围岩级别预留变形量（cm）Ⅲ20～50Ⅳ50～80Ⅴ80～120表5.2两车隧道复合式衬砌的设计参数5.1深浅埋判断5.1.1隧道深浅埋判断右线隧道：全场3137m，隧道平面位于曲线～直线上；所在路段纵坡为-2.550%；最大埋深约为370m。左线隧道：全长3038m，隧道平面位于曲线～直线上；所在路段纵坡为-2.550%；最大埋深约为370m。右线埋深判断（1）Ⅲ级围岩深浅埋判定均布竖直荷载：式中：————；Bi——B每增加1m时的围岩压力增减率；当B小于5m时，i取0.2；当B＞5m时,取i=0.1浅埋隧道分界深度：所以，Ⅲ级围岩均为深埋。（2）Ⅳ级围岩深浅埋判定均布竖直荷载：隧道分界深度：。所以，Ⅳ围岩均为深埋。（3）Ⅴ级围岩深浅埋判定均布垂直荷载：浅埋隧道分界深度：。所以Ⅴ级围岩均为深埋。5.1.2围岩压力计算方法不同围岩级别的参数取值见表5.3表5.3围岩参数取值围岩级别重度γ（KN/m3）弹性抗力系数K(Mpa/m)变形模量E(Gpa)泊松比μ内摩擦角Ψ(゜)黏聚力c(Mpa)Ⅲ24～25850～120010.7～20.00.25～0.2644～501.1～1.5Ⅳ21～23200～5001.3～7.00.30～0.3127～390.2～0.7Ⅴ18～20100～2001～20.35～0.4520～270.05～0.12（1）深埋隧道拱部竖向围岩压力可按经验公式计算式中：h——荷载等效高度（m）；——围岩重度——宽度影响系数；（2）Ⅲ级围岩水平围岩压力荷载计算按均布荷载算：式中：（3）Ⅳ、Ⅴ级围岩水平围岩压力计算按梯形荷载按拱顶水平压力：边墙底部水平压力可按下式计算：式中。表5.4围岩侧压力系数围岩级别Ⅲ级Ⅳ级Ⅴ级侧压力系数<0.150.15~0.300.30~0.50（4）支护参数式中围岩压力的计算1.Ⅲ级围岩（1）支护参数：（2）竖向围岩压力（3）水平围岩压力2.Ⅳ级围岩（1）支护参数（2）竖向围岩压力（3）水平围岩压力（4）边墙底部水平围岩压力3.Ⅴ级围岩（1）支护参数（2）竖向围岩压力（3）水平围岩压力（4）边墙底部水平围岩压力5.2初期支护设计对隧道初期支护设计进行验算，具体过程如下图5.1所示图5.1点锚式锚杆的分布力5.2.1轴对称条件下喷层上围岩压力的计算图5.1所示，假设集中力分布于锚固区内外端2个同心圆上，洞壁上产生支护的附加阻力为，而锚杆内端分布力为（为锚杆加固圈的内半径，为锚杆加固区的外半径），初始竖向地应力为，，其中H为隧道埋深。平衡方程及塑性方程为：（5-1）式中：、——加固后围岩的、值，一般可取，按c和由锚杆抗剪力折算而得。得（5-2）由时，得积分常数（5-3）代入有（5-4）令锚杆内端点的径向应力为并位于塑性区内，则弹塑性界面上有（5-5）式中——有锚杆时的塑性区半径。由此得（5-6）此外，考虑锚杆内端的分布力，则（5-7）有锚杆时的塑性区半径（5-8）当锚杆内端位于塑性区内，且在松动区之外时，有锚杆时的最大松动区半径为（5-9）当锚杆内端位于松动区时，则有（5-10）有锚杆时的洞壁位移及围岩位移（5-11）式中——但塑性边上的应力差。对于点锚式锚杆，可按锚杆与围岩共同变形理论锚杆轴力（5-12）式中——锚杆外端位移；——锚杆内端位移；——锚固前洞壁位移值；——锚杆弹性模量和1跟锚杆的横截面积。图5.2加锚区与非加锚区洞壁位移比较因为锚杆是集中加载，其围岩变位是不均匀的，如图5.2所示，因此在计算锚杆拉力时应乘以一个小于1的系数，即（5-13）式子中的k与岩质和锚杆之间的距离有关，岩质好取1，岩质差取4/5~1/2.由Q即能算出，即（5-14）式中——锚杆的横向和纵向间距。当锚杆有预拉力作用时，则（5-15）显然，上述式子要求锚杆拉力小于锚杆锚固力。计算时，需要通过试求出、及，并按下式求出洞壁位移（5-16）及锚杆拉力（5-17）5.2.2锚喷支护的计算与设计为让锚杆充分发挥作用，应使锚杆应力尽量接近钢材设计抗拉强度，即（5-18）锚杆抗拉安全系数应该在1~1.5之间。为防止锚杆和围岩一起塌落，锚杆长度必须大于松动区厚度，而且有一定安全储备，即要求（5-19）锚杆间距、应满足下列要求：（5-20）此外，、的合理选择还应是喷层具有适当的厚度，这样才能充分发挥喷层的作用。喷层的计算与设计。喷层除作为结构要起到承载作用外，还要求向围岩提供足够的支护助力，以维持围岩的稳定。为了验证围岩的稳定，需要计算最小支护助力以及围岩稳定安全系数。松动区内滑移体的重力为（5-21）即能求出，由此得（5-22）要求值应在2～4.5之间。作为喷层强度校核，要求喷层内壁切向应力小于喷混——凝土抗压强度。有（5-23）式中，其中为混凝土内壁半径；——喷射混凝土抗压强度（5-24）式中K3——喷层的安全系数5.2.3Ⅳ级围岩锚喷支护验算1.计算参数（1）围岩参数：重度，粘聚力，内摩擦角，变形模量，泊松比。（2）初始应力场（3）支护参数则,，（4）锚杆间距所以采用锚杆，单根锚杆截面面积,弹性模量=2.0×105MPa,杆体极限拉力值=180kN,抗剪度,抗拉强度=188,安全系数,锚杆间距=1.0m,=1.0m,喷层采用C25混凝土=0.2,=11.9MPa,喷层厚度=0.15m,剪切模量，弹性模量；无锚杆时，围岩位移值按经验确定，取预留变形量的0.3倍；锚固前毛洞四周位移=(0.5~0.8)，即=0.024m,=0.8=0.0192m。2.确定围岩塑性区加锚后的、值3.计算、、、及喷层厚度，采用薄壁圆筒公式计算喷混凝土结构的刚度。联立解得=7.961m,,,,满足要求。4.验算锚杆长度5.计算围岩稳定性安全度解得满足要求。6.验算喷层强度7.验算喷层厚度满足要求。5.2.4Ⅴ级围岩锚喷支护验算1.计算参数（1）围岩参数重度，粘聚力，内摩擦角，变形模量，泊松比。（2）初始应力场（3）支护参数则，。（4）锚杆间距所以采用锚杆，单根锚杆截面面积,弹性模量=2.0×105,杆体极限拉力值=180kN,抗剪强度,抗拉强度=188MPa,安全系数锚杆间距=1.0m,=1.0m,喷层采用C30混凝土=0.167,=14.3MPa,喷层厚度=0.15m,剪切模量Mpa，弹性模量Mpa无锚杆时，围岩位移值按经验确定，取预留变形量的0.3倍；锚固前毛洞四周位移=(0.5~0.8)，即=0.036m,=0.8=0.0288m。2.确定围岩塑性区加锚后的3.计算喷层厚度=0.2m<0.04=0.2266m，采用薄壁圆筒公式计算喷混凝土结构的刚度。解得满足要求。4.验算锚杆长度5.计算围岩稳定性安全度解得满足要求。6.验算喷层强度7.验算喷层厚度满足要求。5.3二次衬砌结构设计5.3.1Ⅲ级围岩衬砌验算对其二次衬砌支护结构内力进行数值分析，计算采用ANSYS19.1有限元软件计算。衬砌设计图，如图5.3所示。图5.3Ⅲ级围岩衬砌支护设计（单位：cm）1.设计基本资料（1）岩体特征岩体为Ⅲ级围岩，围岩的弹性抗力系数，计算摩察角，岩体重度，变形模量，泊松比，粘聚力，内摩察角。（2）衬砌材料二衬选用C30防水混凝土；重度，弹性模量，混凝土衬砌轴心抗压强度标准值：，混凝土轴心抗拉强度标准值：（3）围岩压力的计算a.支护参数b.竖向围岩压力c.水平围岩压力2.内力数值计算分析用ANSYS进行计算。单元实常数、，；材料属性，。单元网格划分：拱部半圆弧划分为左右各25个，共50个单元。单元划分见图图5.4单元划分图对节点施加荷载如图5.5所示图5.5节点施加荷载图对于拱形结构，需要约束墙底的水平位移。同时为避免结构整体沉降过大，使弹簧全部受拉，也要对墙底的垂直位移进行约束、本模型选取节点2、27进行约束。地层弹簧单元，选择单元实常数，长度。惯性荷载（重力加速度）Gravity取9.8。施加径向弹簧如图5.6所示图5.6径向施加弹簧图查看求解后的弹簧受力表，分批多次除去受拉弹簧（正值受拉，负值受压），在重新计算，保证弹簧全部处于受压状态。确定抗力分布范围，最终计算模型见图5.7图5.7采用生死单元法杀死受拉弹簧后的变形轴力结果图如图5.8所示图5.8轴力图剪力结果图如图5.9所示。图5.9剪力图弯矩结果图如图5.10所示。图5.10弯矩图如图5.7所示，最大变形出现在拱顶位置处。杀死受拉弹簧后的变形值为：0.048128m。如图5.8所示，正值受拉，负值受压，图中的轴力值全为负值，全部受压。其中最大值出现在边墙底角处，最小值出现在拱顶处，关于轴力分布关于隧道中线轴对称。如图5.9所示，剪力值最大值出现在距拱顶大约22.5°两侧，拱顶处剪力为零，最小负值出现在拱墙处，关于隧道中线反对称。如图5.10所示，最大正弯矩出现在距离拱顶45°两侧，最大负弯矩出现在拱顶位置，关于隧道中线轴对称。ANSYS分析结果见表5.5。表5.5单元内力数值分析结果STATCURRENTCURRENTCURRENTCURRENTCURRENTCURRENTELEMNINJQIQJMIMJ1-0.83113E+006-0.83142E+006-53190-13085.0-0.27878E+006-0.26972E+0062-0.83804E+006-0.83890E+006-23067-30792.0-0.26972E+006-0.24319E+0063-0.84144E+006-0.84287E+006-40778-48418.0-0.24319E+006-0.19926E+0064-0.85188E+006-0.85386E+006-56703-64217.0-0.19926E+006-0.13970E+0065-0.86893E+006-0.87147E+006-69542-76889.0-0.13970E+006-67570.06-0.89199E+006-0.89506E+006-78073-85213.0-67570.012857.07-0.92023E+006-0.92381E+006-81186-88082.012857.096231.08-0.95267E+006-0.95675E+006-77912-84525.096231.00.17624E+0069-0.98818E+006-0.99274E+006-67445-73739.00.17624E+0060.24578E+00610-0.10255E+007-0.10305E+007-49163-55104.00.24578E+0060.29714E+00611-0.10633E+007-0.10687E+007-22647-28202.00.29714E+0060.32219E+00612-0.11001E+007-0.11060E+007123087168.50.32219E+0060.31259E+00613-0.11346E+007-0.11408E+0075568550989.00.31259E+0060.26005E+00614-0.11652E+007-0.11717E+0070.10724E+0060.10301E+0060.26005E+0060.15649E+00615-0.11906E+007-0.11974E+0070.16651E+0060.16278E+0060.15649E+006-5708.316-0.12095E+007-0.12166E+0070.23282E+0060.22960E+006-5708.3-0.23348E+00617-0.12206E+007-0.12279E+0070.30528E+0060.30259E+006-0.23348E+006-0.53288E+00618-0.12511E+007-0.12586E+007-0.46901E+006-0.47116E+006-0.53288E+006-69793.019-0.12970E+007-0.13046E+007-0.10386E+006-0.10545E+006-69793.033307.020-0.13187E+007-0.13264E+007421304110333307.0-7689.921-0.13288E+007-0.13365E+0077371073253-7689.90-80077.022-0.13397E+007-0.13474E+007-0.13581E+006-0.13569E+006-80077.053651.023-0.13538E+007-0.13616E+007-36587-35898.053651.089355.024-0.13607E+007-0.13684E+0076319964456.089355.026477.025-0.13934E+007-0.14010E+0072596827787.026477.0-0.66223E-01126-0.13783E+007-0.13707E+007-0.12028E+006-0.11846E+0060.38256E-0100.11759E+00627-0.13754E+007-0.13677E+007-19237-17979.00.11759E+0060.13592E+00628-0.13652E+007-0.13575E+0078151182200.00.13592E+00655286.029-0.13477E+007-0.13399E+0070.18145E+0060.18157E+00655286.0-0.12352E+00630-0.13366E+007-0.13288E+007-0.10977E+006-0.11022E+006-0.12352E+006-15163.031-0.13281E+007-0.13204E+007-50933-51960.0-15163.035518.032-0.13066E+007-0.12990E+0070.10673E+0060.10514E+00635518.0-68836.033-0.12612E+007-0.12538E+0070.47213E+0060.46998E+006-68836.0-0.53288E+00634-0.12279E+007-0.12206E+007-0.30259E+006-0.30528E+006-0.53288E+006-0.23347E+00635-0.12166E+007-0.12095E+007-0.22960E+006-0.23282E+006-0.23347E+006-5703.236-0.11974E+007-0.11906E+007-0.16278E+006-0.16651E+006-5703.20.15649E+00637-0.11717E+007-0.11652E+007-0.10301E+006-0.10724E+0060.15649E+0060.26005E+00638-0.11408E+007-0.11346E+007-50989-55685.00.26005E+0060.31260E+00639-0.11060E+007-0.11001E+007-7168.2-12308.00.31260E+0060.32219E+00640-0.10687E+007-0.10633E+0072820322647.00.32219E+0060.29714E+00641-0.10305E+007-0.10255E+0075510449164.00.29714E+0060.24579E+00642-0.99274E+006-0.98818E+0067373967446.00.24579E+0060.17624E+00643-0.95675E+006-0.95267E+0068452577913.00.17624E+00696234.044-0.92381E+006-0.92023E+0068808281187.096234.012860.045-0.89506E+006-0.89199E+0068521478073.012860.0-67568.046-0.87147E+006-0.86893E+0067689069542.0-67568.0-0.13969E+00647-0.85386E+006-0.85188E+0066421856704.0-0.13969E+006-0.19926E+00648-0.84287E+006-0.84144E+0064841840778.0-0.19926E+006-0.24319E+00649-0.83890E+006-0.83804E+0063079223068.0-0.24319E+006-0.26972E+00650-0.83142E+006-0.83113E+006130865319.5-0.26972E+006-0.27878E+0065.3.2Ⅳ级围岩衬砌验算对于Ⅳ级围岩，在根据经验选定支护参数后，仍需进行验算。Ⅳ级围岩的内力求解，参考地下结构设计，先采用手算法，然后用ANSYS19.1进行验证。1.计算参数（1）岩体特征计算摩察角，围岩的弹性抗力系数，基底围岩弹性反力系数：，岩体重度，变形模量，泊松比，粘聚力，内摩察角。（2）衬砌材料二衬选用C30防水混凝土材料；重度，弹性模量，混凝土衬砌轴心抗压强度标准值：，混凝土轴心抗拉强度标准值：。二衬设计如图5.11所示。图5.11Ⅳ级围岩衬砌支护设计（单位：cm）（3）结构尺寸2.主动荷载隧道处于Ⅳ级围岩中，为深埋隧道，围岩压力为松散荷载。作用在其结构上的荷载形式为：垂直均布荷载q、水平均布侧向荷载e，侧压力系数0.25。3.绘制分块图取左半部，及半跨结构，见图5.12。图5.12分块图（1）计算半拱轴线长度s和分块轴线长度a.计算半拱轴线长度s式中为各圆弧轴线半径半拱轴线长度。b.计算分块轴线长度分块长度4.计算各分段截面中心的几何要素a求各截面、竖直轴的夹角角度校核：5.各截面的中心坐标（单位：cm）曲墙拱结构几何要素计算过程，见表5.6。表5.6曲墙拱几何要素截面00.00000.00001.00000.00000.00000.35114.19530.39420.9694138.145317.19580.35228.52970.57940.8798267.850467.72910.35342.36710.69970.7364381.2126148.52290.35456.34910.83710.5481471.3119254.63540.35570.95100.93540.3263532.6491379.60530.35685.14500.97340.0846546.4821515.78890.35797.69780.9913-0.1093558.4743655.11160.358105.13990.9164-0.2439531.7460777.92850.356.计算基本结构的单位位移惯性矩，b取单位长度，计算过程见表5.7。表5.7曲墙拱结构的单位位移计算过程表（单位：m）截面积分系数00.003572279.88330.00000.0000279.3124110.003572279.883348.12978.2495384.4036420.003572279.8833189.5624128.8474787.8263230.003572279.8833415.6395617.65571728.6984440.003572279.8833712.26491814.08973519.9093250.003572279.88331062.27294033.25076437.9291460.003572279.88331443.67137445.994710613.6093270.003572279.88331833.593012011.802415958.8730480.003572279.88332177.255216937.762621572.44331∑279.883320308.6815102398.3092149732.1730注：的计算按式辛普森法进行，以下各表均同。如图5.13所示，求曲线在上的曲边体型的面积，可应用精度较高的——辛普森方法计算，即把分成n等分，n必须为偶数。分别求出n个小段曲边体型的面积（每3点组成的曲线用抛物线代替），然后求和：图5.13辛普森法计算变位将各分点的坐标代入得：校核:计算变位结果正确。7.计算主动荷载在基本结构中产生的位移和（1）衬砌每一块上的作用力竖向力：式中：——相邻两截面之间的衬砌外缘的水平投影（由分块图量取）侧向水平力：式中：——相邻两截面之间的衬砌外缘的垂直投影（由分块图量取）自重力：。以上各集中力均通过相应荷载图形的形心,衬砌每一块上的作用力计算过程，见表5.8。表5.8计算过程表（一）截面集中力(KN)力臂（m）(KN*m)(KN*m)-Eiae(KN*m)00.00000.00000.00000.00000.00000.00000.00000.00000.00001200.078411.23486.14770.66880.28670.6865-133.8170-7.7131-1.76262187.854711.234818.33740.60200.42990.6589-113.0944-7.4033-7.88363164.191111.234829.32730.46610.57600.5659-76.5348-6.3584-16.89454130.486711.234838.50130.31810.64280.4196-41.5150-4.7151-24.7489588.830311.234842.41200.15070.71680.3091-13.3956-3.4728-30.0272641.751811.234849.4113-0.01570.73110.1745-0.6578-1.9614-36.124773.371211.234850.5578-0.16190.69920.0212-0.5472-0.2385-35.323080.000011.234846.69640.00000.6508-0.10540.00001.1845-30.3977分块上个集中力对下一分点的截面形心的力臂由分块图上量取，见图5.14，并分别记为、、。图5.14单元主动荷载模式弯矩：轴力：式中：——相邻两截面中心点的坐标增量：校核：计算误差：0.53126%<5%计算误差表明计算结果在误差范围内。计算过程见表5.9，的计算过程见表5.10。表5.9计算过程截面(KN)(KN)(m)(m)（KN*m）(KN*m)(KN*m)00.00000.00000.00000.00000.00000.00000.000010.00000.00001.84390.17180.00000.0000-143.29762211.33746.14691.20520.5396-274084-3.0695-548.64593410.024724.48521.16050.8046-465.2642-19.7647-1133.67194585.880753.89120.75111.1253-527.0287-57.1187-1789.58075727.557392.33970.61371.2478-446.6759-115.6423-2398.44836827.2175134.76570.18371.3635-114.4558-183.4708-2733.30727880.6809184.35940.14371.392-105.6057-256.5456-3131.057178895.1178234.9133-0.26281.28912392752-288.2452-3209.2368表5.10的计算过程截面(KN)(KN)(KN)(KN)(KN)00.00001.00000.00000.00000.00000.00000.000010.24270.9697211.3132-6.147651.8097-5.965745.447420.47890.8745410.4087-24.4836195.0703-21.5839173.535430.64090.7363585.8215-53.8365396.3228-39.6292356.666340.83980.586127.5544-92.3191608.5295-50.5984557.925150.94920.3266827.6217-134.7676782.3101-43.9341738.343960.95160.0844880.6801-184.5131854.0340-15.5909838.423470.9978-0.1096895.2179-234.6895892.5841-25.6703918.256780.9691-0.2439906.4619-281.3296879.7371-68.6309947.7060（2）主动荷载位移和计算过程，见表5.11。表5.11、计算过程截面(KN*m)(m-4)(m)(m)i(KN*m-3)(KN*m-2)（KN*m-2）积分系数00.0000279.88330.00001.00000.00000.00000000000.000000000011143.2928279.88330.17191.1719-40105.2960-6896.4420-47001.731542548.8647279.88330.67721.6772-153618.1119-104044.2868-257662.388323-1133.6965279.88331.48522.4852-317302.8166-471267.4851-788570.308444-1789.5805279.88332.524523.52452-500873.8574-1264469.5234-1765343.380925-2398.4747279.88333.79604.7960-671293.2222-2548264.9764-3219558.118746-2733.113279.88335.157886.1578-765162.9008-3946625.5676-4711788.468427-3131.0577279.88336.55117.5511-8763319411-6617279.979548-3209.2360279.88337.77928.7792-898211.8330-6987445.8398-7885657.67281∑-11357651974-64044887.742校核:故计算正确。（3）墙底（弹性地基上的刚性梁）位移计算单位弯矩作用下墙底截面产生的转角主动荷载作用下墙底截面的转角8.解主动荷载作用下的力法方程式中：其中——拱矢高，解得：9.求主动荷载作用下各截面的内力，并校核计算精度主动荷载作用下各截面的内力的计算过程，见表5.12。表5.12和计算过程截面(KN*m)(KN*m)(KN*m)(KN*m)(KN*m-3)(KN*m-2)积分系数(KN)(KN)(KN)00.000000505.49040.000000505.4994141481.02280.00001.00000.0000351.1685351.13851-143.2981505.490460.3813422.5836118275.360620338.41484.000045.8448340.4208386.23062-548.8137505.4904237.8273194.454954425.244136861.76872.0000173.5570308.9310482.46803-1133.6522505.4904521.5017-106.6818-29857.6282-44345.42384.0000356.6929258.5843615.20724-1789.5853505.4904886.4543-397.6296-111289.4207-280953.12512.0000557.9492192.4687750.38795-2398.4742505.49041332.9740-560.0478-156746.5626-595019.07704.0000738.3463114.5977852.91606-2733.8631505.49041811.1586-417.2491-116779.0477-602333.38722.0000838.428329.7302868.15867-3131.7773505.49042300.3375-325.2225-91024.4933-596312.28744.0000918.2572-38.4056879.84668-3209.2369505.49042731.585927.85947795.457760642.68061.0000947.7946-85.6487862.0639∑835424.31046493560.333610.求单位弹性反力、相应摩擦力作用下，基本结构中产生的变位，a.各截面的弹性反力强度最大弹性反力零点，假定在截面2，即；最大弹性反力值，假定在截面4，即拱圈任意截面的外缘弹性反力强度，见图5.15图5.15单元单位弹性反力荷载示意图边墙任意截面外缘的弹性反力强度b.各分块上的弹性反力集中力作用方向垂直衬砌外缘，并通过分块上弹性反力图形的形心。各点弹性反力的计算过程，见表5.13。截面(m)30.48920.27751.46330.357842.57270.67600.73620.247441.00000.74421.46331.080856.76270.83180.54810.915451.40941.20381.46331.768370.95300.99240.34821.383161.61891.51321.46332.279385.14370.99930.08042.271271.60341.69121.46332.350796.28750.9934-0.10662.382581.50851.55431.46332.1286104.17520.9696-0.26792.0606表5.13各点弹性反力的计算过程c.弹性反力集中力与摩擦力集中力的合力本设计不考虑摩擦力d.计算作用下基本结构内力式中：——到截面中心点的距离计算过程见表5.14、5.15。表5.14的计算过程截面30.42530.1522-0.152441.71830.61530.53510.6358-1.204453.09601.10821.85902.02550.51890.9907-4.126064.25561.52343.15283.44021.85043.26980.58721.3019-9.354375.19281.85894.36624.72533.17835.49591.86484.13810.58951.3871-17.605585.93892.12595.40685.89064.30807.61653.17057.03561.85784.37160.59641.2675-28.3080表5.15的计算过程截面v342.57200.67160.73680.26250.18470.24780.17840.0000456.76240.83610.54180.86700.70321.15540.63270.0874570.95330.94510.34441.43761.35572.81910.92610.4386685.14740.96000.08691.62361.54575.02780.42501.1451796.28540.9962-0.10971.36191.36857.3686-0.80832.16438104.11730.9698-0.24330.84060.84739.4273-2.29453.1223e.计算作用下产生的荷载位移和计算结果,见表5.16。表5.16和计算过程截面(m-4)(m)(m)积分系数3-0.1528279.83191.48592.4854-42.6197-63.2880-105.808444-1.2095279.83192.52693.5469-350.1149-883.8851-1234.020025-4.1791279.83193.79354.7965-1154.4097-4382.2453-5536.609446-9.45271279.83195.17936.1593-2668.7876-13765.2827-16434.070327-17.6021279.83196.55717.5504-4927.4942-32280.6268-37208.168048-28.3025279.83197.77978.7750-