隧道工程课程设计69841

隧道工程课程设计69841实用文档(实用文档，可以直接使用，可编辑优秀版资料，欢迎下载）

1初始条件隧道工程课程设计69841实用文档(实用文档，可以直接使用，可编辑优秀版资料，欢迎下载）某一级公路隧道通过IV类围岩（即III级围岩)，埋深H=20m，隧道围岩天然容重γ=25KN/m3，计算摩擦角ф=50o,变形模量E=10GPa，采用矿山法施工。；衬砌材料采用C25喷射混凝土，材料容重，变形模量。2隧道洞身设计2。1隧道建筑界限及内轮廓图的确定该隧道横断面是根据两车道一级公路III级围岩来设计的，根据《公路隧道设计规范》确定隧道的建筑限界如下：W—行车道宽度；取3.75×2mC—余宽；因设置检修道,故余宽取为0mJ—检修道宽度；双侧设置,取为1.0×2mH—建筑限界高度；取为5.0m—左侧向宽度；取为1.0m—右侧向宽度；取为1。0m—建筑限界左顶角宽度;取1。0m—建筑限界右顶角宽度；取1。0mh—检修道高度；取为0.25m隧道净宽为1。0+1。0+7。50+1.0+1。0=11。5m设计行车速度为80km/h,建筑限界左右顶角高度均取1m;隧道轮廓线如下图：图1隧道内轮廓限界图（单位cm)根据规范要求,隧道衬砌结构厚度为45cm（一次衬砌为10cm和二次衬砌35cm）通过作图得到隧道的尺寸如下：图2隧道内轮廓图得到如下尺寸：3隧道衬砌结构设计3。1支护方法及衬砌材料根据《公路隧道设计规范》（JTG-2004)，本设计为一级公路，采用复合式衬砌，复合式衬砌是由初期支护和二次衬砌及中间防水层组合而成的衬砌形式。复合式衬砌应符合下列规定：1初期支护宜采用锚喷支护，即由喷射混凝土，锚杆，钢筋网和钢筋支架等支护形式单独或组合使用，锚杆宜采用全长粘结锚杆。2二次衬砌宜采用模筑混凝土或模筑钢筋混凝土结构，衬砌截面宜采用连结圆顺的等厚衬砌断面,仰拱厚度宜与拱墙厚度相同。由规范8.4.2-1,对于两车道Ⅲ级围岩:初期支护：拱部边墙的喷射混凝土厚度为8-12cm,拱墙的锚杆长度为2。5—3m，锚杆间距为1.0-1。2m；二次衬砌厚度：拱墙混凝土厚度为35cm因此确定衬砌尺寸及规格如下：深埋隧道外层初期支护，根据规范规定，采用锚喷支护，锚杆采用普通水泥砂浆锚杆，规格HRB20×2。5m，采用梅花型局部布设，采用C25喷射混凝土.初次衬砌:采用C25喷射混凝土，厚度为9.8cm。防水板：采用塑料防水板及无纱布,且无纺布密度为300g/m2，防水板应采用铺满的EVA板防水层，厚度为2。0mm，搭接长度为150mm。二次衬砌:根据《公路隧道设计规范》,采用C25号模筑防水混凝土，厚度为35cm。整个衬砌厚度为9。8+0。2+35=45cm。3.2隧道深浅埋的确定及围岩压力的计算隧道的内轮廓尺寸为B=12.10m，H=10。50m因为=4\*ROMANIV级围岩需要预留变形量，查《公路隧道设计规范》8。4.1知Ⅲ级围岩需预留变形量为20-50mm，衬砌厚度为45cm，又每侧超挖量为10cm,故隧道的近似开挖尺寸为：由于是Ⅲ级围岩—深浅埋隧道的分界深度-等效荷载高度—跨度影响系数；i—围岩压力增减率，当取i=0。1埋深故为深埋隧道。又可用公式计算均布垂直压力：因为该隧道围岩级别为Ⅲ围岩水平均布压力为：4衬砌结构内力计算4.1基本资料公里等级一级公路围岩级别Ⅲ级围岩容重r=25KN/m3弹性抗力系数K=0.18×106KN/m变形模量E=10GPa材料容重材料变形模量衬砌厚度d=0。45m图3衬砌结构断面图4。2荷载的确定4.2.1围岩压力的确定经前面计算可得,可用公式计算均布垂直压力：Ⅲ级围岩不考虑一衬后的围岩释放变形折减系数4。2.2衬砌自重（1）全部垂直荷载q=82。125+9.9=92。025KN/m2围岩水平均布压力e〈0。15×92.025=13。80KN/m24。3衬砌几何要素4。3.1衬砌的几何尺寸内轮廓线半径：内径所画圆曲线端点截面与竖直轴线的夹角：拱顶截面厚度,拱底截面厚度4。3。2半拱轴线长度S及分段轴长将半拱轴长度等分为8段,则4。4计算位移4.4。1单位位移用辛普生法近似计算，按计算列表进行，单位位移的计算列表见表4-1表4-1单位位移计算表截

面αsinαcosαxyd1/Iy/Iy2/I（1+y）2/I积

分

系

数1/300。0000。0001。0000。0000。0000。450131。6870.0000。000131.6871114。7600.2550。9671.5840.1990。450131。68726.2065.215189。3144229。5200.4930.8703.0560.8060.450131.687106.14085。549429.5162344.2800。6980。7164。3311.7560。450131。687231。243406.0621000.2354459。0400。8580.5145。3203.0120.450131.687396。6421194。6862119.6572573.5720。9590。2835.9824。5310.450131。687596.6752703。5344028。5714686。2090.9980.0666.2636。1070.450131.687804.2144911。3356651。4502798。8460。988-0.1546.1947.7000。450131.6871013。9927807.7379967.40748111。4830。931-0.3665.7739.2320.450131。6871215。73711223。68113786.8411∑1053.4983767。39622432.33731。628注：1I--截面的惯性矩,I=bd3/12,b取单位长度2不考虑轴力影响单位位移值计算如下：计算精度校核：闭合差4。4。2载位移—-主动荷载在基本结构中引起的位移1）每一块上的作用力(竖向力Q、水平力E、自重力G），分别由下面各式求得,Qi=q×biEi=e×hiGi=（di—1+di)/2×△S×rh其中：bi——衬砌外缘相邻两截面间的水平投影长度hi——衬砌外缘相邻两截面间的竖直投影长度di——接缝i的衬砌截面厚度均由图3直接量得，其值见表4—2。各集中力均通过相应图形的形心表4—2载位移Mop计算表截面投影长度集中力S—Qaq—Gag-GagbhQGEaqagae00。0000.0000.0000.0000.0000.0000。0000.0000.0000.0000。00011.5800.200145.40015.8202.7610。7900。7900.100-114。866—12。498-0.27621.4760.600135.82915。8208。2820.7380.7380.300—100.242—11。675-2.48531.2740.957117。24015.82013。2100。6370。6370。479-74。682-10。077—6。32140.9891。25091.01315.82017。2550.4950.4950.625-45。006-7.823—10。78450.6601.52360。73715.82021。0230.3300。3300。762-20。043-5.221—16.00960.2801。57025。76715。82021。6720。1400.1400.785-3.607—2。215—17.01370.0701。5936.44215.82021.990—0。035—0.0350。7970。2250。554-17。51580.4171.53938。37415。82021。244—0。209-0。2090.7708。0013。299-16。348续表4—2∑i-1（Q+G）∑i-1ExyΔxΔy-Δx∑i-1（Q+G）—Δy∑i-1EMoip0.0000。0000。0000。0000.0000。0000。0000.0000。0000.0000。0001.5840。1991。5840.1990。0000。000—127。640161.2202.7613.0560。8061。4720.607—237.315—1。676-481.033312.86911。0434。3311。7561。2750.950-398。908-10.491—981。512445。92924。2545。3203。0120.9891。256—441。024—30。463—1516.611552。76241。5095。9824.5310。6621.519—365。928-63。052-1986.864629。31862。5326。2636。1070。2811.576-176。838—98.551—2285.088670.90684.2046.1947。700—0.0691。59346。292-134.138-2389。669693。168106。1945。7739.232-0.4211.532291。824-162.689-2265。5832)外荷载在基本结构中产生的内力块上各集中力对下一接缝的力臂由图直接量得,分别记以aq、ae、ag。内力按下式计算之：弯矩:轴力：式中Δxi、Δyi——相邻两接缝中心点的坐标增值.Δxi=xi—xi-1Δyi=yi-yi-1Moip和Noip的计算见表4—3及表4-4。表4—3载位移Noip计算表截

面αsinαcosα∑i（Q+G)∑iEsinα*∑i（Q+G)cosα*∑iENop00.0000.0001。0000。0000.0000.0000.0000。000114.7600。2550。967161.2202.76141。0742。67038.404229.5200.4930.870312。86911.043154.1599。610144.549344。2800。6980。716445.92924.254311。33217.364293.968459。0400.8580。514552。76241.509474。00821。354452。654573.5720.9590。283629。31862.532603.62717.685585.942686。2090.9980。066670.90684.204669.4385。567663。870798。8460.988-0。154693。168106.194684。923—16。330701.2538111.4830.931—0.366747。362127。439695.440—46.671742.111主动荷载位移计算过程见表4-4表4-4主动荷载位移计算表截面Mp01/Iy/I1+yMp0/IyMp0/IMp0（1+y）/I积分系数1/300.000131。6870。0001.0000.0000。0000.00011—127。640131。68726。2061。199-16808。513-3344.894—20213。40742—481。033131。687106。1401.806-63345。857-51056。761-114402.61823—981.512131.687231.2432。756-129252。583—226967。536-356220.12044-1516。611131.687396。6424.012—199718。354—601551.682—801270.03625-1986。864131。687596。6755。531—261644.675-1185512。023—1447156。69846—2285.088131。687804.2147。107—300916。979—1837699.993—2138616。97227—2389。669131。6871013。9928。700—314688.937—2423104.814-2737793。75148—2265。583131.6871215。73710.232—298348.374-2754352.193—3052700。5681∑—1438629。862-7696895.378-9135525。240△1p=△S/Eh×∑Mp0/I=6.39×10—8×（-1438629.862)=—9192.84×10—5△2p=△S/Eh×∑Mp0y/I=6.39×10—8×(-7696895。378）=—49183.16×10-5计算精度校核△Sp=△1p+△2p△Sp=△S/Eh×∑Mp0（1+y）/I因此，△Sp=6.39×10-8×（-9135525.240）=-58376。006×10-5△1p+△2p=—(9192。84+49183。16）×10—6=-58376.000×10-5闭合差△≈0。000.4。4。3载位移-—单位弹性抗力及相应的摩擦力引起的位移1）各接缝处的抗力强度按假定拱部弹性抗力的上零点位于与垂直轴接近450的第3截面，α3=44.28°=αb;最大抗力位于第5截面，α5=76。25°=αh；拱部各截面抗力强度,按镰刀形分布，最大抗力值以上各截面抗力强度按下式计算：σi=σh(cos2αb—cos2αi）/(cos2αb—cos2αh）计算得，σ3=0，σ4=0.5436σh，σ5=σh.边墙截面弹性抗力计算公式为：σ=σh[1-（yiˊ/yhˊ）2]式中yiˊ--所求抗力截面与外轮廓线交点到最大截面抗力截面的垂直距离；yhˊ——墙底外边缘cˊ到最大抗力截面的垂直距离。(yiˊ和yhˊ在图3中可量得）y6ˊ=1。634m;y7ˊ=3.198m；y8ˊ=4。776m；则有:σ6=σh［1-（1.634/4。776)2]=0。8777σhσ7=σh[1-（3.198/4.776）2]=0.5516σhσ8=0；按比例将所求得的抗力绘在图4上。图4结构抗力图2）各楔块上抗力集中力按下式近似计算：式中，--楔块i外缘长度，由图3量得。的方向垂直于衬砌外缘,并通过楔块上抗力图形的形心。3)抗力集中力与摩擦力之合力按近似计算：式中μ——围岩与衬砌间的摩擦系数。取μ=0。2，则=1.0198其作用方向与抗力集中力的夹角为β=arctanμ=11。301°。由于摩擦阻力的方向与衬砌位移方向相反，其方向朝上。的作用点即为与衬砌外缘的交点.将的方向线延长,使之交于竖直轴.量取夹角ψk(自竖直轴反时针方向量度).将分解为水平与竖向两个分力：RH=RisinψkRV=Ricosψk以上计算例入表4-5中,并参见图3。表4-5弹性抗力及摩擦力计算表截面σ(σh)（σi-1+σi）/2△S外（σh）R（σh）ψksinψkcosψk30.00000。0000.00000.00000。0000.0001。00040。54360.2721。64750.456762。3700。8860.46451。00000。7721.64751。296776。9160.9740。22660。87770。9391.64751。577489。4141.0000。01070。55160.7151。64751。2007103.7990。971—0.23980。00000。2761。64750.4634116.1260。898—0。440续表4-5RH（σh)RV(σh）vhRi(σh)0。0000.0000.0000。4050.2120。2120.4050.4481.2630.2940。5051.6681.2721。5770.0160。5213。2451.5471.166-0。2860.2354。4111。1770。416-0。2040.0314.8270.4544）计算单位抗力图及其相应的摩擦力在基本结构中产生的内力弯矩轴力式中rKi-——-力Ri至接缝中心点K的力臂,由图3量得，计算见表4—6和表4-7表4-6Mσ0计算表截面号R4=0.4567σhR5=1。29674σhR6=1.5774σhR7=1。2007σhR8=0.4634σhMoσ(σh)r4i-R4r4ir5i—R5r5ir6i-R6r6ir7i-R7r7ir8i—R8r8i40.9000—0.411-0。41152.5557—1。1670。9894-1。283—2.45064.0766-1。8622.5820—3。3481.0605-1。673-6.88375.4556—2。4924。1180—5.3402.6538-4.1860。8364—1.004-13.02286.6259-3。0265.5229—7。1624.1930—6.6142。4307—2.9180.8712-0.404-20.124表4—7Nσ0计算表截

面

号αsinαcosαΣRV（σh）ΣRH（σh）sinαΣRV（σh)cosαΣRH（σh)Noσ(σh）459.04000。85730。51490.21180。40460.18150。2083—0.0268573.57200.95900。28340.50531。66760.48460。47270.0119686.20900.99780。06690.52153。24490.52030。21700。3033798。84600.9882—0.15290。23514。41100.2323—0.67450.90688111.48300。9309—0.36530。03104.82700.0289—1.76331。79225）单位抗力及相应摩擦力产生的载位移计算过程见表4—8。截面号Mσ0(σh)1/Iy/I（1+y）Mσ01/I(σh)Mσ0y/I（σh）Mσ0(1+y)/I（σh)积分系数1/34—0。411131。6872396.6424。012—54.127—163。032—217。15925—2。450131。6872596.6755。531—322.653-1461.941—1784。59446—6.883131。6872804.2147。107-906。387—5535.307—6441。69227-13。022131.68721013.9928.700—1714.805-13204.005—14918。80648—20.124131.68721215.73710。232-2650。074—24465。491—27115。5571Σ-4240.312—31508。650—35748。952表4—8单位抗力及相应摩擦力产生的载位移计算表△1σ=△S/Eh×∑Mσ01/I=6.39×10-8×(-4240。312)=-270。960×10-6△2σ=△S/Eh×∑Mσ0y/I=6.39×10—8×(-31508.650）=—2021.403×10—6校核为：△1σ+△2σ=—(270。960+2021.403)×10-6=-2284。363×10-6△Sσ=△S/Eh×∑Mσ0（1+y)/I=6。39×10—8×（—35748.952)=-2284。358×10-6闭合差△≈0.4.4.4墙底（弹性地基上的刚性梁）位移1）单位弯矩作用下的转角:β1=1/（KI8)=131。6872/0.18×106=731.596×10-62）主动荷载作用下的转角:βp=β1M8p0=731.596×（—2265.583）×10-6=-1657491.46×10-63)单位抗力及相应摩擦力作用下的转角：βσ=β1M8σ0=731.596×10-6×(—20。124）=—14722.64×10-64.5解力法方程衬砌矢高f=y8=9。232m计算力法方程的系数：a11=δ11+β1=（67.32+731.596）×10—6=798。913×10—6a12=δ12+fβ1=(240.74+9。232×731。596）×10—6=6994.83×10-6a22=δ22+f2β1=（1433.43+9.2322×731.596）×10—6=63787。228×10-6a10=△1p+βp+（△1σ+βσ）×σh=—（91928。4+1657491.46+270.960σh+14722.64σh)×10-6=-(1749419.86+14993.6σh）×10—6a20=△2p+fβp+（△2σ+fβσ）×σh=-(491831.6+9。232×1657491。46+2021.403σh+9.232×14722.64σh)=-(15793792.76+137932.82σh)×10—6以上将单位抗力图及相应摩擦力产生的位移乘以σh倍，即被动荷载的载位移。求解方程：X1=(a12a20—a22a10）/(a11a22-a122）=（548。873—4。140σh）其中：X1p=548.873，X1σ=—4。140X2=（a12a10—a11a20）/(a11a22-a122）=（187.412+2.616σh）其中：X2p=187.412,X2σ=2。6164。6计算主动荷载和被动荷载（σh=1）分别产生的衬砌内力计算公式为：和计算过程列入表4—9和表4-10中。表4—9主、被动荷载作用下衬砌弯矩计算表截面MopX1pyX2p*y［Mp]Moσ（σh）X1σ（σh)X2σ＊y(σh)[Moσ］(σh）00。000548。8730.0000.000548。8730。000—4.1400。000-4.1401-127.640548.8730。19937。295458。5280.000-4.1400.521-3.6202-481。033548.8730.806151。054218。8940。000-4.1402.108—2。0323—981.512548。8731。756329。095—103。5430。000-4。1404.5940.4544—1516。611548.8733。012564.485-403。253—0.411—4.1407。8793。3285-1986.864548。8734。531849。164—588。827—2。450—4。14011.8535。2636-2285.088548.8736。1071144.525-591.690-6。883—4。14015。9764.9537-2389。669548。8737。7001443.072-397。724—13。022-4.14020.1432.9818—2265.583548。8739。2321730.18813。478-20.124—4。14024。151—0。113表4—10主、被动荷载作用下衬砌轴力计算表截面NopcosaX2pcosφ［Np］Noσ(σh)X2σcosφ(σh）[Nσ］(σh）00.0001。000187。412187。4120.0002.6162.616138。4040。967181。228219.6320.0002.5302。5302144.5490.870163。083307.6320。0002.2762.2763293.9680。716134.175428.1430。0001.8731.8734452.6540.51496。412549。066-0.0271。3461。3195585。9420.28353.002638.9440.0120.7400.7526663.8700。06612。391676。2610。3030。1730。4767701.253—0.154—28.820672.4330。907—0。4020。5058742.111—0.366—68。635673。4761.792—0.9580.8344.7计算最大抗力值首先求出最大抗力方向内的位移。由式：并考虑接缝5的径向位移与水平方向有一定的偏离，因此将其修正如下计算过程列入表3-11.表4—11最大抗力位移修正计算表截面号Mp/IMσ/Iyiy5—yiMp/I

(Y5-Yi）Mσ/I

（Y5-Yi)积分系数1/3072279。549-545。1980.0004。531327498。634-2470.2934160382。314—476.6440.1994。332261576.184—2064.8212228825。600-267.5360.8063.725107375。359-996.57343—13635。33259.7331。7562。775—37838。045165。75824—53103。299438.2903.0121。519-80663.911665。76245-77541。042693.0504.5310.0000。0000.0001Σ621438.869—5000。847位移值为：δhp=6.39×10-8×621438.869×0.9590=3808.184×10-5δhσ=6.39×10-8×（-5000。847）×0.9590=—30。645×10—5则可得最大抗力σh=δhp/(1/K—δhσ）=3808。184×10-5/[1/（0。18×106)+30.645×10-5］=122.063。8计算衬砌总内力按下式进行计算：M=Mp+σhMσN=Np+σhNσ计算过程列入表4-12表4-12衬砌总内力计算表截

面

号MpMσ［M]M/IMy/INpNσ［N]e积分系数1/30548。873-505.34143.5325732。6590。000187。412319.309506.7210。085911458.528—441.79816。7302203。156438.428219。632308.772528。4040.031742218.894—247.978-29。083—3829.874—3086。879307。632277。857585。490-0。049723-103.54355。366-48。177-6344.348-11140。678428.143228.605656.748—0。073444—403。253406.2482.994394。3181187。686549。066160。998710。0650.004225—588.827642。38353。5567052。62331955.447638.94491。761730。7060.073346—591。690604。55512。8651694。14610346。153676。26158.130734。3910.017527-397。724363。897—33.827-4454。588—34300.335672。43361.583734。016-0。04614813。4776-13.816—0.3389—44.6231-411。961673.476101。820775.296—0.00041Σ3881.0635900。60根据拱顶切开点之相对转角和相对水平位移应为零的条件来检查。式中：=6.39×10—8×3881.06=24。80×10-5βa=M8β1=-0。3389×731.596×10-6=—24.794×10-5闭合差：△=（24。80—24。794)/24.80=0。024％式中:=6。39×10-8×35900.60=229.405×10—5fβa=9。232×(—24。794)×10—5=—228。898×10-5闭合差:△=（229.405—228.898）/229。405=0.221%3.9检验截面强度检算几个控制截面：3.9.1截面0e=0。0859〈0。2d=0。2×0.45=0.09m，而则满足3。9.2截面1e=0。0317<0。2d=0。2×0.45=0。09m，而则满足3.9.3截面7e=0。00461<0.2d=0.2×0.45=0。90m,而则满足3.9.4墙底（截面8）偏心检查e=0.0004m<d/6=0.075m(可）其它各截面偏心均小于0.45d。综上，验算满足强度要求.3.10内力图将内力计算结果按比例尺绘制弯矩图M及轴力图N，如图5所示。图5衬砌结构内力图5隧道开挖施工5。1隧道开挖施工方案采用如图所示分布施工顺序进行开挖，即先环形开挖留核心土法的施工方法.这种施工方法适用于土质易于坍塌的软弱围岩隧道隧道坑道开挖后，在岩体散破坏之前，及时修筑一层柔性薄壁衬砌（第一次衬砌），通过施工中的量测监视,确定围岩变形稳定之后,修筑防水层及第二次衬砌，此即为复合衬砌施工方法（新奥法）。该法并不单纯是一种施工方法，该法是对围岩动态性质通过施工中的量测的认识和理解,通过周密的量测工作，系统的控制坑道变形与应力,从而确定所建立的支护体系受力情况，并不断加以修改、完善5。2施工顺序开挖弧形导坑——第一次柔性衬砌（拱）--开挖核心及侧壁——第一次柔性衬砌（边墙）——开挖仰拱部分并修筑仰拱——施工测量(位移、应力等量测）——防水层—-第二次衬砌参考资料1)中华人民共和国行业标准《公路隧道设计规范》JTGD70—2004，人民交通出版社，2004年9月；2）中华人民共和国行业标准《公路钢筋混凝土及预应力混凝土桥涵设计规范》JTGD62-2004，人民交通出版社,2004年；3)《隧道结构力学计算》，夏永旭编著，人民交通出版社,2004年;4)本课程教材《隧道工程》，王毅才主编，人民交通出版社，2000年；5）有关隧道设计图纸及算例；6)公路隧道、世界隧道、岩石力学与工程学报等期刊；7）《隧道工程设计要点集》,关宝树,人民交通出版社.矿井通风与安全课程设计设计人：周桐学号:040213200253指导老师：郭金明前言《矿井通风》设计是学完《矿井通风》课程后进行,是学生理论联系实际的重要实践教学环节，是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础.1、进一步巩固和加深我们所学矿井通风理论知识，培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。2、培养学生实践动手能力及独立分析和解决工程实际的能力。3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度和理论联系实际的工作作风.依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作.设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。(一）矿井基本概况1、煤层地质概况单一煤层，倾角25°，煤层厚4m，相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。2、井田范围设计第一水平深度240m,走向长度7200m，双翼开采，每翼长3600m。3、矿井生产任务设计年产量为0.6Mt，矿井第一水平服务年限为23a。4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷，其开拓系统如图1—1所示。拟采用两翼对角式通风，在7、8两采区中央上部边界开回风井，其采区划分见图1—2。采区巷道布置见图1—3。全矿井有2个采区同时生产，分上、下分层开采，共有4个采煤工作面,1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38人，温度t=20℃，瓦斯绝对涌出量为3。2m3/min，放炮破煤，一次爆破最大炸药量为2。4kg.有1个大型火药库，独立回风.附表1-1井巷尺寸及其支护情况区段井巷名称井巷特征及支护情况巷长m断面积m21～2副井两个罐笼，有梯子间,风井直径D=5m2402～3主要运输石门三心拱，混凝土碹，壁面抹浆1209.53~4主要运输石门三心拱，混凝土碹，壁面抹浆809.54~5主要运输巷三心拱，混凝土碹，壁面抹浆4507.05～6运输机上山梯形水泥棚1357.06~7运输机上山梯形水泥棚1357.07～8运输机顺槽梯形木支架d=22cm，Δ=24204.88~9联络眼梯形木支架d=18cm，Δ=4304。09～10上分层顺槽梯形木支架d=22cm,Δ=2804.810～11采煤工作面采高2m控顶距2～4m，单体液压,机采1106。011~12上分层顺槽梯形木支架d=22cm,Δ=2804。812～13联络眼梯形木支架d=18cm，Δ=4304。013～14回风顺槽梯形木支架d=22cm，Δ=24204。814～15回风石门梯形水泥棚307。515～16主要回风道三心拱,混凝土碹，壁面抹浆27007。516~17回风井混凝土碹（不平滑),风井直径D=4m70（二）拟定矿井通风系统矿井开拓采用立井开拓方式，矿井通风采用两翼对角式通风方式。矿井主要进风井为位于井田中央的副井，矿井主要回风井位于第七采区和第八采区的上部边界。矿井主要通风机采用抽出式通风方式。大巷位置位于负240米处石门揭煤地带的岩石巷道中。在第一采区有一个备用工作面，一个采煤工作面，两个掘进工作面,在第二采区有两个采煤工作面，两个掘进工作面所以矿井总共有4个采煤工作面，4个掘进工作面.回采工作的采煤方法采用单一走向长壁采煤法，采煤工作面推进方向采用后退式.（三）矿井总风量计算与分配一、矿井需风量计算原则（1）矿井需风量应按照“由里往外"的计算原则，由采、掘工作面、硐室和其他用风地点的实际最大需风量总和，再考虑一定的备用风量系数后,计算出矿井总风量.（2）按该用风地点同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。（3)按该用风地点风流中的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体浓度、风速以及温度等都符合《规程》的有关规定分别计算,取其最大值。二、矿井需风量的计算方法矿井需风量按以下方法计算,并取其中最大值。(1)按进下同时工作的最多人数计算Q矿=4NK=4×380×1。15=1748m3/min式中Q矿——矿井总需风量，m3/minN—-井下同时工作的最多人数，人;4-—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均等因素.采用压入式和中央并列式通风时,可取1.20~1。25；采用对角式或区域式通风时，可取1.10~1.15.上述备用系数在矿井产量T≧0.90Mt/a时取大值。(2)按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算采煤工作面需风量计算采煤工作面的需风量应按下列因素分别计算，并取其中最大值。1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q采=100Q瓦K瓦=100×3.2×1。6=512m3/min式中Q采——采煤工作需要风量，m3/min;Q瓦-—采煤工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量,m3/min;K瓦——采煤工作面因瓦斯（二氧化碳)涌出量不均匀的备用风量系数，即该工作面炮采工作面可取1。4~2。0;水采工作面可取2。0~3。0。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行五昼夜的观测，得出五个比值，取其最大值。2、按工作面进风流温度计算;采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表1的要求表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/（m/s）＜1515～1818~2020～2323～260.3～0。50.5~0。80.8～1.01.0～1.51.5~1。8采煤工作面的需风量按下式计算：Q采=60v采S采K采，m3/min=60×1.0×6×1=360m3/min式中v采——采煤工作面适宜风速，m/sS采——采煤工作面平均有效断面积，㎡，按最大和最小控顶有效断面积的平均值计算；K采-—采煤工作面长度风最系数，按表2先取表3-2采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m工作面长度风量系数﹤5050~8080~120120~150150~180﹥1800。80.91.01。11。21。30～1。403、按炸药使用量计算：Q采=25A采，m3/min=25×2。4=60m3/min式中25-—每使用1kg炸药的供风量，m3/minA采-—采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg4、按工作人员数量计算:Q采=4n采,m3/min=4×38=152m3/min式中4-—每人每分钟供给的最低风量,m3/minn采—-采煤工作面同时工作的最多人数,人。5、按风速验算：按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：Q采≧60×0.25S采，m3/min=60×0。25×6=90m3/min按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量:Q采≦60×4S采,m3/min=60×4×6=1440m3/min掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应按下列因素分别计算，取其最大值.1、按瓦斯(二氧化碳）涌出量计算：Q掘=100Q瓦K瓦=100×1.2×2=240m3/min2、按炸药量使用最计算：Q掘=25A掘,m3/min=25×2。4=60m3/min3、按局部通风机吸风量计算：Q掘=Q通IK通，m3/min=200×1×1.3=260m3/min式中Q通-—掘进工作面局部通风机额定风量（表3），I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台:K通——防止局部通风机吸循球风的风量备用系数，一般取1.2~1。3，进风巷中无瓦斯涌出时取1。2,有瓦斯涌出时取1。3。表3—3局部通风机额定风量Q通风机型号额定风量/（m3/min）JBT-51(5。5KW）JBT—52（11KW)JBT—61(14KW)JBT-62(28KW)1502002503004、按工作人员数量计算:Q掘=4n掘，m3/min=4×15=60m3/min5、按风速进行验算；岩巷掘进工作面的风量应满足：60×0.15×S掘≦Q掘≦60×4×S掘由上式得43.2m3/min≦Q掘≦1152m3/min煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足:60×0.25×S掘≦Q掘≦60×4×S掘=72m3/min≦Q掘≦1152m3/min根据上面的计算掘进工作面的风量应取其最大值。Q掘=260m3/min72m3/min≦Q掘≦1152m3/min所以，Q掘=260m3/min符合上述要求。硐室需风量各个独立通风的硐室供风量，应根据不同的硐室分别计算。1、井下爆破材料库按经验值计算，小型矿井一般80~100m3/min,大型矿井一般100~150m3/min。2、充电硐室通常充电硐室的供风量不得小于100m3/min。3、机电硐室采区小型机电硐室，可按经验值确定风量,一般为60～80m3/min.表3-4机电硐室发热系数表机电硐室名称发热系数（）空气压缩机房水泵房变电所、绞车房0。15~0.230.01～0。040.02~0.044、其它巷道需风量计算新建矿井,其他用风巷道的总风量难以计算时，也可按采煤，掘进,硐室的需风量总和的3%～5％估算。5、矿井总风量计算；=4066m3/min。通过计算所得；矿井总风量为4066m3/min矿进总风量的分配(1）分配原则矿井总风量确定后,分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求.（2)分配的方法首先按照采区布置图,对各采煤、掘进工作面、独立回风硐室按其需风量配给风量，余下的风量按采区产量、采掘工作面数目、硐室数目等分配到各采区，再按一定比例分配到其它用风地点，用以维护巷道和保证行人安全.风量分配后，应对井下各通风巷道的风速进行验算，使其符合《规程》对风速的要求。（四）矿井通风总阻力计算一、矿井通风总阻力的计算原则(1）如果矿井服务年限不长（10~20年），选择达到设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力；若矿井服务年限较长（30～50年)，只计算前15～25年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此，必须先给出这两个时期的通风网络图。(2）通风容易和通风困难两个时期总阻力的计算，应沿着这两个时期的最大通风阻力风路，分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，作为这两个时期的矿井通风总阻力.最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数（断面积、长度等）直接判断确定，不能直接确定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较。（3）矿井通风总阻力不应超过2940Pa（4）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算；扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。二、矿井通风总阻力的计算方法沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路（入不敷出风井口到风硐之前),分别用下式计算各段井巷的磨擦阻力；将各段井巷的磨擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力的系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即两个时期的摩擦阻力可按表4—1进行计算。表4-1矿井通风（容易）时期井巷磨擦阻力计算表节点序号巷道名称支护形式α/(Ns2/m4)L/mU/mS/m2S3/m6R/(Ns2/m8）Q/(m3/s)Q2/(m6/s2）h摩/Pav/（m/s）1副井两个罐笼，有梯子间，0。003724015.719.6257558。380。00184452267.76674592。338。473.452主要运输石门三心拱,混凝土碹，壁面抹浆0.003412011.879。5857.380.00564855764。76674194。7323.696.823主要运输石门三心拱，混凝土碹,壁面抹浆0。00348011。879。5857.380.00376570563.13981。6114。996.644主要运输巷三心拱，混凝土碹,壁面抹浆0.003445010.1973430。04545393637.70011421.3064。605。395运输机上山梯形水泥棚0.0113511.0173430。04333381937。70011421。3061。595。396运输机上山梯形水泥棚0.01213511。0173430.05200058329。0335842。9443。834.157运输机顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。01194209.114。8110.590。41171697320.5002420。26173.034。278联络眼梯形木支架d=18cm，△=40。0158308.324640。0616210.2501105。066.472。569上分层顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。0119809.114.8110。590.0784222810。2501105.068.242。1410采煤工作面采高难度2m控顶距2—4m，单体液压,机采0。0471109。5562160.22858101910.2501105。0624。021.7111上分层顺槽梯形木支架d=22cm，△=20.0119809.114。8110。590.0784222810.2501105。068.242。1412联络眼梯形木支架d=18cm,△=40。0158308.324640.0616210。2501105.066。472.5613回风顺槽梯形木支架d=22cm,△=20.01194209。114.8110.590.41171697320.5002420。26173。034.2714回风石门梯形水泥棚0。013011。397。5421.880。0080994642。36681794.9514.545.6515主要回风道三心拱，混凝土碹，壁面抹浆0。0035270010.547。5421.880。23609320242.36681794.95423.775。6516回风井混凝土碹(不平滑）,风井直径d=4m0。00397012。5612.561981。390。00173054342.36681794。953.113。3717单翼总风阻1058.1018矿井总风阻2116.20（1）计算矿井通风容易时期的通风总阻力表4—2矿井通风(困难）时期井巷磨擦阻力计算表节点序号巷道名称支护形式α/(Ns2/m4)L/mU/mS/m2S3/m6R/（Ns2/m8)Q/(m3/s)Q2/（m6/s2)h摩/Pav/(m/s)1副井两个罐笼,有梯子间，0.003724015。719.6257558.380。001867。76674592.338。473。452主要运输石门三心拱,混凝土碹,壁面抹浆0.003412011.879。5857.380.005664。76674194。7323.696。823主要运输石门三心拱,混凝土碹，壁面抹浆0。00348011。879.5857.380。003863。13981。6114.996。644主要运输巷三心拱，混凝土碹，壁面抹浆0。0034315010.1973430.318237.70011421。30452。225。395运输机上山梯形水泥棚0。0113511.0173430.043337.70011421。3061.595。396运输机上山梯形水泥棚0.01213511.0173430.052029。0335842.9443.834.157运输机顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。01194209。114.8110.590。411720.5002420。26173。034.278联络眼梯形木支架d=18cm，△=40.0158308。324640。061610。2501105。066.472.569上分层顺槽梯形木支架d=22cm，△=20。0119809.114.8110。590。078410。2501105.068。242。1410采煤工作面采高难度2m控顶距2—4m，单体液压,机采0。0471109.5562160。228610。2501105.0624.021。7111上分层顺槽梯形木支架d=22cm,△=20.0119809。114。8110.590.078410。2501105.068。242.1412联络眼梯形木支架d=18cm,△=40.0158308。324640。061610。2501105。066.472.5613回风顺槽梯形木支架d=22cm,△=20.01194209.114。8110。590。411720.5002420.26173。034。2714回风石门梯形水泥棚0.013011。397.5421。880。008142.36681794.9514。545。6515主要回风道三心拱,混凝土碹，壁面抹浆0.0035010。547.5421。880。000042.36681794.950。005.6516回风井混凝土碹（不平滑),风井直径d=4m0。00397012。5612.561981.390。001742.36681794。953.113。3717单翼总风阻130018矿井总风阻2600（2）矿井通风困难时期通风总阻力(五）选择矿井通风设备一、选择矿井通风设备的基本要求（1）、矿井每个装备主要通风机的风井，均要在地面装设两套同等能力的通风设备，其中一套工作,一套备用，交替工作.（2）、选择的通风设备应能满足第一开采水平各个时期的工况变化,并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时，应根据矿井分期时间及节牟情况，分期选择电动机动.（3）、通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮叶片的运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。（4）、进、出井井口的高差在150m以上，或进、出风井口标高相同，但井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压.二、主要通风机的选择1、计算通风机的风量Q通=40。66m3/s2、计算通风机的风压H通全(或H通静）轴流式通风机；容易时期=1058+120=1178Pa困难时期=1300+120=1420Pa3、选择通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静小和困难时期通风机的Q通、H通静大，在通风机的个体特性图表上选择合适的主要通风机。根据Q通=40。66m3/sH通静小=1178PaH通静大=1420Pa可选定通风机型号为2k60型轴流式通风机。选定通风机后，可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角、转速、内压、风量、效率和输入功率等技术系数，并列表整理.4、选择电动机（1)、计算通风机输入功率。按通风容易和困难时期,分别计算通风机输入功率P通小、P电大（2）、选择电动机当P电小≧0.6P通大时，两个时期可选一台电动机。电动机功率在400KW~500KW以上时,宜选用同步电动机其优点是低负荷动转时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；其缺点是这种电动机的购置和安装费较高。1初始条件某一级公路隧道通过IV类围岩(即III级围岩)，埋深H=20m，隧道围岩天然容重γ=25KN/m3，计算摩擦角ф=50o，变形模量E=10GPa，采用矿山法施工。；衬砌材料采用C25喷射混凝土，材料容重,变形模量.2隧道洞身设计2。1隧道建筑界限及内轮廓图的确定该隧道横断面是根据两车道一级公路III级围岩来设计的,根据《公路隧道设计规范》确定隧道的建筑限界如下:W—行车道宽度;取3.75×2mC-余宽；因设置检修道，故余宽取为0mJ—检修道宽度;双侧设置，取为1。0×2mH—建筑限界高度；取为5.0m—左侧向宽度;取为1.0m-右侧向宽度；取为1。0m—建筑限界左顶角宽度;取1。0m—建筑限界右顶角宽度;取1。0mh-检修道高度；取为0。25m隧道净宽为1。0+1.0+7。50+1。0+1.0=11.5m设计行车速度为80km/h，建筑限界左右顶角高度均取1m；隧道轮廓线如下图：图1隧道内轮廓限界图（单位cm）根据规范要求，隧道衬砌结构厚度为45cm(一次衬砌为10cm和二次衬砌35cm）通过作图得到隧道的尺寸如下:图2隧道内轮廓图得到如下尺寸:3隧道衬砌结构设计3。1支护方法及衬砌材料根据《公路隧道设计规范》（JTG-2004），本设计为一级公路,采用复合式衬砌，复合式衬砌是由初期支护和二次衬砌及中间防水层组合而成的衬砌形式。复合式衬砌应符合下列规定：1初期支护宜采用锚喷支护，即由喷射混凝土，锚杆,钢筋网和钢筋支架等支护形式单独或组合使用，锚杆宜采用全长粘结锚杆。2二次衬砌宜采用模筑混凝土或模筑钢筋混凝土结构，衬砌截面宜采用连结圆顺的等厚衬砌断面，仰拱厚度宜与拱墙厚度相同。由规范8。4.2—1,对于两车道Ⅲ级围岩：初期支护：拱部边墙的喷射混凝土厚度为8—12cm,拱墙的锚杆长度为2。5—3m，锚杆间距为1.0-1。2m；二次衬砌厚度：拱墙混凝土厚度为35cm因此确定衬砌尺寸及规格如下：深埋隧道外层初期支护，根据规范规定，采用锚喷支护,锚杆采用普通水泥砂浆锚杆，规格HRB20×2.5m,采用梅花型局部布设，采用C25喷射混凝土。初次衬砌：采用C25喷射混凝土，厚度为9.8cm.防水板:采用塑料防水板及无纱布,且无纺布密度为300g/m2,防水板应采用铺满的EVA板防水层,厚度为2.0mm，搭接长度为150mm。二次衬砌：根据《公路隧道设计规范》,采用C25号模筑防水混凝土，厚度为35cm。整个衬砌厚度为9.8+0。2+35=45cm。3.2隧道深浅埋的确定及围岩压力的计算隧道的内轮廓尺寸为B=12.10m，H=10。50m因为=4\＊ROMANIV级围岩需要预留变形量，查《公路隧道设计规范》8.4。1知Ⅲ级围岩需预留变形量为20-50mm，衬砌厚度为45cm,又每侧超挖量为10cm，故隧道的近似开挖尺寸为：由于是Ⅲ级围岩-深浅埋隧道的分界深度-等效荷载高度—跨度影响系数;i—围岩压力增减率，当取i=0.1埋深故为深埋隧道。又可用公式计算均布垂直压力：因为该隧道围岩级别为Ⅲ围岩水平均布压力为：4衬砌结构内力计算4。1基本资料公里等级一级公路围岩级别Ⅲ级围岩容重r=25KN/m3弹性抗力系数K=0.18×106KN/m变形模量E=10GPa材料容重材料变形模量衬砌厚度d=0.45m图3衬砌结构断面图4。2荷载的确定4。2.1围岩压力的确定经前面计算可得，可用公式计算均布垂直压力：Ⅲ级围岩不考虑一衬后的围岩释放变形折减系数4.2。2衬砌自重（1）全部垂直荷载q=82.125+9。9=92。025KN/m2围岩水平均布压力e〈0.15×92。025=13.80KN/m24。3衬砌几何要素4.3.1衬砌的几何尺寸内轮廓线半径：内径所画圆曲线端点截面与竖直轴线的夹角：拱顶截面厚度,拱底截面厚度4。3.2半拱轴线长度S及分段轴长将半拱轴长度等分为8段,则4.4计算位移4。4。1单位位移用辛普生法近似计算，按计算列表进行，单位位移的计算列表见表4—1表4-1单位位移计算表截

面αsinαcosαxyd1/Iy/Iy2/I(1+y)2/I积

分

系

数1/300。0000.0001。0000。0000。0000。450131.6870.0000。000131.6871114。7600。2550。9671.5840.1990.450131.68726.2065.215189。3144229。5200。4930。8703。0560.8060.450131.687106。14085.549429。5162344。2800。6980。7164.3311.7560.450131.687231.243406.0621000。2354459。0400。8580。5145。3203.0120.450131.687396.6421194.6862119。6572573.5720。9590。2835.9824.5310。450131。687596。6752703.5344028。5714686.2090。9980.0666.2636。1070.450131。687804.2144911。3356651。4502798。8460.988—0。1546.1947。7000.450131.6871013.9927807。7379967.40748111。4830。931—0.3665.7739.2320。450131。6871215。73711223.68113786.8411∑1053。4983767.39622432。33731。628注：1I——截面的惯性矩,I=bd3/12,b取单位长度2不考虑轴力影响单位位移值计算如下：计算精度校核:闭合差4。4。2载位移——主动荷载在基本结构中引起的位移1）每一块上的作用力(竖向力Q、水平力E、自重力G）,分别由下面各式求得，Qi=q×biEi=e×hiGi=（di—1+di)/2×△S×rh其中:bi—-衬砌外缘相邻两截面间的水平投影长度hi——衬砌外缘相邻两截面间的竖直投影长度di—-接缝i的衬砌截面厚度均由图3直接量得,其值见表4-2。各集中力均通过相应图形的形心表4-2载位移Mop计算表截面投影长度集中力S—Qaq-Gag-GagbhQGEaqagae00.0000.0000.0000.0000.0000。0000。0000。0000.0000。0000。00011.5800.200145.40015.8202。7610。7900。7900。100-114。866—12.498—0.27621。4760.600135.82915。8208.2820。7380.7380。300—100。242-11。675-2.48531.2740.957117.24015.82013。2100。6370。6370。479-74。682-10.077-6。32140.9891。25091.01315.82017.2550.4950。4950。625-45。006—7。823-10.78450。6601。52360.73715。82021。0230.3300.3300.762-20。043—5.221-16。00960.2801。57025.76715.82021。6720.1400。1400.785—3。607-2。215—17.01370。0701。5936.44215.82021.990—0.035—0.0350。7970。2250.554—17.51580.4171。53938。37415.82021。244—0.209-0。2090.7708。0013.299-16.348续表4—2∑i-1（Q+G）∑i-1ExyΔxΔy-Δx∑i—1（Q+G)-Δy∑i—1EMoip0.0000.0000.0000.0000.0000.0000。0000。0000.0000。0000。0001。5840.1991.5840。1990。0000.000-127.640161。2202.7613。0560.8061.4720。607—237。315-1.676—481。033312.86911.0434。3311.7561。2750.950—398.908—10.491-981。512445。92924。2545.3203.0120.9891.256—441.024-30。463-1516.611552。76241。5095。9824。5310.6621。519-365。928-63。052-1986.864629.31862。5326.2636.1070.2811.576-176.838-98。551-2285.088670。90684。2046。1947。700—0.0691.59346.292—134.138—2389.669693。168106.1945。7739。232-0.4211。532291。824-162。689-2265.5832)外荷载在基本结构中产生的内力块上各集中力对下一接缝的力臂由图直接量得,分别记以aq、ae、ag。内力按下式计算之：弯矩：轴力:式中Δxi、Δyi-—相邻两接缝中心点的坐标增值。Δxi=xi-xi—1Δyi=yi—yi—1Moip和Noip的计算见表4—3及表4-4。表4—3载位移Noip计算表截

面αsinαcosα∑i（Q+G）∑iEsinα＊∑i（Q+G)cosα＊∑iENop00.0000。0001。0000。0000.0000.0000.0000.000114.7600。2550。967161.2202。76141。0742.67038.404229。5200.4930.870312.86911.043154。1599.610144。549344.2800.6980.716445。92924。254311。33217。364293.968459。0400.8580.514552.76241.509474。00821。354452。654573。5720.9590。283629.31862.532603.62717.685585.942686。2090。9980.066670。90684。204669.4385.567663。870798。8460。988-0。154693.168106。194684。923-16。330701.2538111.4830.931-0.366747。362127.439695。440-46.671742。111主动荷载位移计算过程见表4—4表4-4主动荷载位移计算表截面Mp01/Iy/I1+yMp0/IyMp0/IMp0(1+y）/I积分系数1/300。000131。6870。0001。0000。0000。0000。00011—127。640131.68726。2061.199—16808。513—3344。894—20213.40742—481。033131.687106.1401.806-63345.857-51056.761-114402。61823—981。512131。687231.2432。756-129252。583-226967。536—356220.12044—1516。611131。687396.6424。012—199718.354-601551.682-801270.03625-1986。864131。687596.6755。531—261644.675-118551269846-2285。088131.687804。214