危岩带治理工程施工图设计计算书

工程概况1.1概况1.2防治工程等级和设计标准城口县庙坝镇鹰嘴岩危岩带有3段陡崖带发育有18处危岩单体,目前危岩单体处于稳定～基本稳定状态，危岩的威胁对象为城口县庙坝镇石兴村十七组居民60户314人、国家电网营业点、传染病隔离医院、加油站及场镇主干道。可能造成的直接经济经济损失（S）3200万元。根据《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019）规范第3.2.2节表3.2.2规定，单体危岩危害对象重要性为一般，灾害发生后可能造成的一般，地质灾害防治工程等级为三级；危岩带下方左家湾不稳定斜坡威胁对象为居住居民9户35人及传染病隔离医院。可能造成的直接经济经济损失（S）300万元。根据《地质灾害防治工程勘查规范》（DB50/T143－2018）规范第4.2.2节表1规定（表1.2-1），致灾体危害对象重要性为一般，灾害发生后可能造成的直接损失一般，地质灾害防治工程等级为三级（详见表1.2-2）。表1.2-1地质灾害防治工程分级地质灾害防治工程等级一级二级三级直接威胁对象重要性人数（P）P≥500500>P≥100P＜100建（构）筑物的重要性重要较重要一般可能造成的直接经济损失（S）万元S≥50005000>S≥500S＜500地质灾害防治工程等级根据判定因素由一级向三级推定，直接威胁人数、直接威胁建（构）筑物的重要性和可能造成的直接经济损失3项中有1项首先满足某较高等级时，地质灾害防治工程等级划为该等级。当地质灾害只有间接威胁对象时，地质灾害防治工程等级定为三级。表1.2-2地质灾害防治工程分级划分表（鹰嘴岩危岩带）地灾点名称威胁人数建（构）筑物等其它保护对象的重要性直接经济损失（万元）防治工程等级危岩带分段危岩编号A-A段W1～W9居民36户183人一般（民房、传染病隔离医院）1700三级B-C段W10、W12～W14、W17、W18居民42户223人一般（民房、加油站、国家电网、传染病隔离医院）2100三级W11//50三级C-D段W15、W16//50三级左家湾不稳定斜坡居民9户35人一般（民房、传染病隔离医院）300三级2设计参数及工况2.1设计参数本次设计采用的参数：1、根据《勘查报告》提供的危岩治理工程岩土参数取值推荐表，城口县庙坝镇鹰嘴岩危岩带各灾害体参数取值见表2.1-1。表2.1-1危岩单体治理工程参数取值表岩性名称天然重度(KN/m3)饱和重度(KN/m3)抗压强度抗拉强度(Mpa)粘聚力C(MPa)内摩擦角φ(°)弹性模量(MPa)泊松比天然(Mpa)饱和(Mpa)砂岩24.224.518.3613.560.630.9238.12.980.28页岩24.524.712.818.900.360.7237.271.840.30（1）强风化砂岩地基承载力特征值取800Kpa*、中风化砂岩地基承载力特征值取1800Kpa*、基底摩擦系数0.50*；强风化页岩地基承载力特征值取500Kpa*、中风化页岩地基承载力特征值取1200Kpa*，基底摩擦系数取0.40*。碎石土地基承载力特征值取180Kpa*、基底摩擦系数0.35*。页岩岩体水平抗力系数60MN/m3，砂岩岩体水平抗力系数180MN/m3。（2）治理参数锚杆采用M30水泥砂浆，常压注浆时，砂岩与锚固体粘结强度特征值中风化砂岩取760KPa*，砂岩重度取24.2kN/m，按规范确定边坡砂岩岩体等效内摩擦角取40°；页岩与锚固体粘结强度取360Kpa*，页岩重度取24.5kN/m，等效内摩擦角取35°。2、结构面抗剪强度取值计算参数选取的合理性，是计算评价危岩体稳定的关键，其中裂面的抗剪强度的取值更是至关重要，根据现场观察裂面为裂隙面已经开裂，故勘查取值结合《地质灾害防治工程地质勘查规范》(DBJ50/T143-2018)表7及地区经验确定裂面的抗剪强度。天然状态下裂隙面抗剪强度：c=75Kpa，φ=24°，暴雨状态下裂隙面抗剪强度：c=65Kpa，φ=21°。2.2设计工况工况:工况一：暴雨状态（自重+暴雨）；工况二：地震状态（地震+自重+暴雨）3稳定性评价及推力计算3.1陡崖带据《勘查报告》。经综合分析工程地质测绘，A-B段、B-C段、C-D段陡崖带整体稳定,与现场实际情况吻合。该陡崖带现状整体稳定，但随着时间的推移，在雨水、风化、根劈作用等不利条件下，存在发育成新危岩单体的可能性，破坏模式以滑移式为主。3.2危岩单体3.2.1计算原理与方法由于危岩体的边界条件、裂隙贯通深度难以准确确定，其稳定性计算涉及较多参数和复杂的边界条件，只能把一些不确定的因素理想化地进行定量分析计算。本次对危岩体的计算主要依据《地质灾害防治工程勘查规范》(DB50/T143-2018)所提供的方法理论来确定，根据破坏模式不同确定以下六种情况。a)对危岩体重心在基座顶面前缘内侧情形，倾倒式危岩后部拉断倾倒稳定性可按下式计算：图3.1倾倒式危岩拉断倾倒稳定性计算简图V——后缘陡倾裂隙水压力(kN)；——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)；——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)；——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。b)对危岩体重心在基座顶面前缘外侧情形，倾倒式危岩后部拉断倾倒稳定性可按下式计算：V——后缘陡倾裂隙水压力(kN)；——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)；——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)；——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。c)对危岩体后缘有陡倾裂隙且缓倾的滑移式危岩可按下式计算：图3.2后缘有陡倾裂隙且缓倾的滑移式稳定性计算简图d)对危岩体后缘无陡倾裂隙的滑移式危岩可按下式计算：图3.3后缘无陡倾裂隙的滑移式稳定性计算简图e)坠落式危岩下切坠落稳定性按下式计算：图3.4坠落式危岩下切坠落稳定性计算简图式中：——危岩体粘聚力(kPa)；——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)；G——危岩自重(kN)；Gb——危岩竖向附加荷载(kN)；f)坠落式危岩折断稳定性按下式计算：式中：3.2.2计算参数的确定本次危岩体的稳定性计算参数主要是依据室内试验成果。表3.2-1岩体物理力学参数一览表岩性名称天然容重(g/cm3)饱和容重(g/cm3)抗压强度抗拉强度(Mpa)粘聚力C(MPa)内摩擦角φ(°)弹性模量(MPa)泊松比天然(Mpa)饱和(Mpa)砂岩2.452.5018.3613.560.600.9238.12.980.28页岩2.502.5212.818.900.360.7237.271.840.30结构面抗剪强度取值计算参数选取的合理性，是计算评价危岩体稳定的关键，其中裂面的抗剪强度的取值更是至关重要，根据现场观察裂面为裂隙面已经开裂，故勘查取值结合《地质灾害防治工程地质勘查规范》(DBJ50/T143-2018)表7及地区经验确定裂面的抗剪强度。天然状态下裂隙面抗剪强度：c=75Kpa，φ=24°，暴雨状态下裂隙面抗剪强度：c=65Kpa，φ=21°。3.2.3计算工况的确定危岩稳定性计算所采用的工况可分为天然工况、暴雨工况。危岩稳定性计算中各工况考虑的荷载组合应符合下列规定。对暴雨工况，自重+地表荷载+裂隙水压力。对暴雨工况，自重+地表荷载+裂隙水压力+地震力。稳定性计算结果根据危岩体的规模及危害性，对W1～W18的危岩体进行稳定性计算，详细计算结果见附表。3.2.4稳定性综合评价根据《地质灾害防治工程勘查规范》(DBJ50/T143-2018)第13.3.5条的规定，危岩稳定状态应根据其稳定系数按表25确定。表3.2-2危岩稳定状态划分表破坏模式稳定状态稳定基本稳定欠稳定不稳定滑移式F≥FtFt>F≥1.151.15>F≥1.00F＜1.00倾倒式F≥FtFt>F≥1.251.25>F≥1.00F＜1.00坠落式F≥FtFt>F≥1.351.35>F≥1.00F＜1.00注：Ft为危岩稳定安全系数。根据《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019）第5.2.2条的规定，危岩稳定状态应根据其稳定系数按表5.2.2确定。表3.2-3危岩稳定状态划分表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该危岩防治工程等级为三级，危岩稳定性安全系数Ft取值如下：滑移式危岩安全系数：一般工况1.20、校核工况1.05；倾倒式危岩安全系数：一般工况1.30、校核工况1.1；坠落式危岩安全系数：一般工况1.40、校核工况1.15。W1～W18危岩体据赤平投影定性分析，危岩体饱和状况下处于基本稳定～欠稳定状态，经稳定性计算分析，结果如下表3.2-4。表3.2-4危岩稳定性计算结果表危岩带编号危岩编号危岩体积(m³)破坏模式防治工程等级工况安全系数稳定系数稳定状态A-B段W1278滑移式三级暴雨1.201.17基本稳定地震1.051.03欠稳定W2210滑移式三级暴雨1.201.15基本稳定地震1.051.02欠稳定W3195滑移式三级暴雨1.201.18基本稳定地震1.051.03欠稳定W4559滑移式三级暴雨1.201.16基本稳定地震1.051.11稳定W55750滑移式三级暴雨1.201.18基本稳定地震1.051.04欠稳定W6432滑移式三级暴雨1.201.16基本稳定地震1.051.02欠稳定W71118滑移式三级暴雨1.201.21稳定地震1.051.04欠稳定W8951滑移式三级暴雨1.201.18基本稳定地震1.051.04欠稳定B-C段W9661滑移式三级暴雨1.201.17基本稳定地震1.051.02欠稳定W101414倾倒式三级暴雨1.301.29基本稳定地震1.100.58不稳定W1162滑移式三级暴雨1.201.33稳定地震1.051.08基本稳定W122202倾倒式三级暴雨1.301.06欠稳定地震1.100.16不稳定W131396倾倒式三级暴雨1.301.08欠稳定地震1.100.30不稳定W14261倾倒式三级暴雨1.301.13欠稳定地震1.100.73不稳定C-D段W15124滑移式三级暴雨1.201.15欠稳定地震1.051.04欠稳定W16156滑移式三级暴雨1.201.16欠稳定地震1.051.05欠稳定B-C段W171337滑移式三级暴雨1.201.18基本稳定地震1.051.05稳定W18807倾倒式三级暴雨1.301.23基本稳定地震1.050.58稳定从上表可以看出，饱和状况下W1～W18处于基本稳定～欠稳定状态，地震工况下W1～W18处于欠稳定～不稳定状态，综合评价18处危岩体均为基本稳定～不稳定块体，亟待整治，危岩单体清除方量详见危岩岩体特征表1。3.4陡崖下斜坡稳定性评价3.4.1稳定性的定性分析据勘查，斜坡体上的变形破坏迹象不明显，且在下伏基岩中没有揭露顺坡的断层或软弱带，且岩层倾向坡内，故斜坡沿下伏基岩内部滑动的可能不大，总体来说，不稳定斜坡目前处于整体稳定状态。但是，随着地表水的不断下渗，当有暴雨或连续大雨及地震发生时，水的入渗使土体的抗剪强度明显下降，斜坡体阻滑段的抗滑力亦会相应降低，斜坡体在其上部覆盖层重力的推移下，将有可能产生沿基岩面的变形。3.4.2稳定性的定量分析（1）计算原理与方法不稳定斜坡的潜在滑面形态呈折线形，根据规范的规定，斜坡稳定性系数Fs及剩余下滑力按照下列公式进行计算。式中：Ri—第i块段的总抗滑力（kN/m）；Ri=[Ni～kcNi]tgi+CiLi；Ti—作用于第i块段总滑动分力（kN/m）；Ti—Ti+KcTi；Kc—水平地震加速度系数取0.05；Ni—作用于第i块段滑面上的重力法向分力（kN/m）；i—第i块段滑带土的内摩擦角（°）；Ci—第i块段滑带土的粘聚力（kPa）；Ti—第i块段滑带土的切向分力；Li—第i块段滑带土的滑面长度（m）；Pi—第i条块的剩余下滑力（kN/m）；ψj—传递系数；ψj=cos(ai～ai+1)～Sin(ai～αi+1)tgi+1（2）计算参数的确定从钻探和对现场斜坡调绘可知，不稳定斜坡潜在滑动面土体主要为粉质粘土，夹少量风华岩屑，手搓右滑感。滑动面的抗剪强度参数的准确取值直接影响不稳定斜坡计算、分析的可靠性。根据室内试验及本场地土体实际情况，因本场地覆盖层主要由块石土组成，碎块石含量42%～63%且分布不均，考虑到室内土工试验时选择的碎块石含量较少土样或剔除了较大碎石颗粒后进行剪切试验，所得粘聚力值一般能反映土体实际情况，而所得摩擦角比实际偏小，因此对试验摩擦角Φ峰值乘以1.10进行提高修正，粘聚力则按试验报告峰值取值。根据以上取值方法建议滑体土物理力学参数建议如下表3.4-1。表3.4-1滑体土物理力学参数综合取值取值方法天然饱和C(kPa)φ(°)C(kPa)φ(°)室内土工试验33.1526.6029.4623.75室内试验修正（Φ乘以1.1）1.01.11.01.1综合建议值33.1529.2629.4626.12根据大重度试验统计结果：碎石土天然重度平均值为19.70KN/m3，饱和重度平均值为19.90KN/m3，碎块石中的硬质物主要为页岩，含量42%～63%，根据类似场地经验，天然重度及饱和重度实验值基本符合实际。故本次滑体土重度取值为实验值平均值。（3）岩土界面岩土力学参数建议通过室内试验成果标准值及收集资料数据进行数理分析统计，最终确定滑带抗剪强度值见表3.4-2。表3.4-2滑带土抗剪强度综合取值表状态类别天然状态饱和状态备注C（kPa）φ（°）C（kPa）φ（°）左家湾不稳定斜坡大剪试验推荐值////室内试验标准值30.8625.4628.0522.98综合取值30.8625.4628.0522.98（3）计算荷载组合及工况的确定1、基本荷载作用在坡体上的基本荷载有：坡体自重，降雨入渗形成的地下水静压力。滑体自重：天然状态下按天然重度计算，暴雨状态下按饱和重度考虑。2、地质灾害危害程度分级与抗滑稳定安全系数的确定不稳定斜坡地质灾害防治工程等级为三级，直接经济损失约300万；根据《地质灾害防治工程勘查规范》（DBJ50/T143—2018）的有关规定，其抗滑稳定安全系数Fst=1.10+(1.15-1.10)×(300-250)/(500-250)=1.11。（4）稳定性系数计算结果不稳定斜坡各计算剖面在两种工况下的稳定性系数计算，详见附表5-1～5-4，结果见下表3.4-3。表3.4-3折线形滑坡稳定性系数计算结果统计表剖面编号工况1（天然工况）工况2(暴雨工况)13-13’整体稳定性计算1.324（稳定）1.190（稳定）13-13’次级稳定性计算1.236（稳定）1.111（稳定）B1-B1’整体稳定性计算1.505（稳定）1.352（稳定）B2-B2’整体稳定性计算1.541（稳定）1.383（稳定）3.4.3斜坡稳定性的综合评价参照《地质灾害防治工程勘查规范》（DBJ50/T143—2018）第13.2.20条的规定，不稳定斜坡稳定性状态按其稳定性系数分为三级（表6.2.4）。表3.4-4滑坡稳定状态分级标准斜坡稳定系数FsFs＜1.001.00≤Fs＜1.051.05≤Fs＜FstFs≥Fst斜坡稳定状态不稳定欠稳定基本稳定稳定注：为滑坡稳定性安全系数，本工程不稳定斜坡地质灾害危害性分级为Ⅱ级，Fst在取1.11。根据斜坡稳定性计算结果，按表6.2.3的滑坡稳定状态分级标准，对滑坡的稳定性进行综合评价。左家湾不稳定斜坡在天然状态、暴雨状态工况下整体处于稳定状态，但暴雨状态工况下处于稳定状态的临界值。目前斜坡所在区汛期雨水较多，降雨主要集中在每年4～10月，多呈大雨或暴雨，如果有暴雨来临，滑坡存在局部失稳的可能。3.5孤石稳定性评价3.5.1孤石几何特征和地质特征根据现场调查核实，勘查区内存在安全隐患的孤石主要集中分布在陡崖下方斜坡，且分布较为离散，孤石几何形态多呈不规则状，菱角分明，岩体结构为陡崖上方母岩一致，均为砂岩。3.5.2孤石周围岩土体特征经过对斜坡的崩塌堆积区调查量测，在整个斜坡地带上共有15块较大的孤石，孤石周围斜坡土体为崩坡积堆积层及基岩风化剥落物，厚度不均，植被覆盖较好，孤石基座均为斜坡区域崩坡积堆积层及基岩风化剥落物或基岩，多数呈嵌固状。3.5.3变形破坏特征陡崖上方的岩体发生崩落后，经过滚动、跳跃、翻滚等到达崖下前缘坡度较缓部位，在运动能量消耗完后，堆积在覆盖层上，或者由于在运动过程中受到树木等拦挡而停止下来形成孤石。由于孤石依靠其与坡面的摩擦力、嵌合力或植被的拦挡等来维持稳定，其变形失稳过程一般为：水对基座的软化或溶蚀，拦挡的植被折断，自身渐进性风化等作用下，其与坡面摩擦力、嵌合力降低，重心逐渐偏移失去支撑而失稳。3.5.4稳定性评价斜坡表层孤石的稳定性主要是受底部覆盖层的支撑，一旦受到某些因素（如坡面流水冲刷、地震）的影响下，覆盖层受到扰动变形，会导致堆积的孤石失稳，其失稳模式为偏心滚落或偏心滑落等。根据现场勘查核实，典型孤石统计表如下（表7.4.1）：3.5-1斜坡孤石统计表孤石编号滚石岩性典型滚石停积坐标停积高程（m）滚石体积（m3）滚石形状运动距离稳定性X坐标Y坐标（m）G1砂岩3535325.13548701.37672.500.70块状431.7稳定G2砂岩3535508.31548577.85822.672.50块状96.2基本稳定G3砂岩3535533.18548557.75849.761.83块状82.8稳定G4砂岩3535555.14548577.48849.660.76块状85.3基本稳定G5砂岩3535566.09548568.89861.822.30块状82.3稳定G6砂岩3535573.46548592.11856.241.10块状102.8稳定G7砂岩3535576.99548606.68854.541.23块状116.5稳定G8砂岩3535585.37548600.31863.773.46块状96.7基本稳定G9砂岩3535585.69548586.36868.490.76块状82.2稳定G10砂岩3535581.25548570.11871.320.68块状72.7稳定G11砂岩3535598.22548586.80878.761.35块状68.5稳定G12砂岩3535592.50548607.75866.433.41块状95.7基本稳定G13砂岩3535612.16548603.70881.891.72块状67.8基本稳定G14砂岩3535589.67548634.61847.500.67块状107.3稳定G15砂岩3535587.88548655.89830.140.82块状103.8稳定注：坡面除上述体积较大的孤石之外，还有其他较小孤石，估计坡面孤石总方量约50.0m3除上述典型滚石之外，坡面还有其他较小孤石，松散堆积的崩塌堆积体厚度约0.20～2.0m。基本停留在松散堆积体上，由于现状斜坡地形坡角较陡，在雨水（尤其是汛期雨水季节）作用下，坡面堆积体内部抗剪强度大幅度降低，易随雨水形成边坡流冲向坡脚，而坡面滚石本无附着力，坡面松散堆积土被冲刷后，坡面滚石易随之沿坡面向斜坡发生滑动。根据上表稳定性分析，建议对孤石1～孤石15进行就地破碎后外运清除处理，并在陡崖带下方平缓处采用被动防护网进行防护。3.6危岩危害区（范围）预测3.6.1危害范围不同类型的危岩块体失稳，其崩塌的运动特征各不相同。倾倒及坠落类危岩块体均是以陡崖脚为接触点解体运动的，危岩体失稳均从80°～90°左右的陡崖上部或顶部开始下落。危岩体发生破坏，块石的运动方式受下部斜坡的物质组成、坡度等的影响，运动距离各不相同。据R.M.Spang(1978)的研究成果，崩落体只有在坡度小于一定临界值(约27°)时，才停积于崖角，随坡度增大，可分别表现为滑动、滚动、跳跃和自由崩落等方式。图8.1.1危岩崩塌破坏运动距离预测图由于斜坡脚地段较陡，陡崖距离下方传染病隔离医院、居民居住区约348.3～504.0m，中间均为斜坡，无平缓缓冲地带，通过对危岩块石的调查，规划区危岩落距受地形限制小。现根据《地质灾害防治工程勘查规范》（DBJ50/T143—2018）第13.3.19危岩崩塌运动学分析计算可采用下列方法：a）危岩体最大弹跳高度由下式确定：b）危岩体最大滚动距离由下式确定：危岩最大滚动距离经过计算结果见下表：表3.6-1危岩最大滚动距离计算结果表危岩编号最大弹跳高度(m)最大滚动距离(m)危岩编号最大弹跳高度(m)最大滚动距离(m)W10.86417.82W102.29434.82W20.99401.00W110.27196.68W31.00385.95W122.03421.93W41.32376.93W131.60497.95W51.42381.70W141.45415.99W61.68415.65W151.23215.16W71.70360.54W160.95166.50W81.41438.67W173.22467.80W91.56449.82W183.52457.37通过理论计算及现场对地形地貌以及当地历史危岩最大滚动距离综合分析，其最大水平落距为497.95m。由于传染病隔离医院、居民居住区离危岩带距离348.3～498.00m，故危岩带影响危岩带下方至497.95m。分析结果跟历史上危岩垮塌影响范围基本一致。选取典型危岩体计算拟设被动防护网处的弹跳高度以及冲击力，考虑危岩崩塌时由于结构面的控制，岩体分解成若干体积不均的块体，选取最大块体（体积约1.0m3）进行计算计算结果详见附表。综合各危岩体块体规模大小、崩落方向地形条件、覆盖层松散程度、植被发育特征等多方面因素，利用上述公式进行计算，典型危岩单体弹跳高度值的计算结果约为3.00m左右。通过现场对已发生崩塌的落石弹跳高度进行了详细调查资料，因此从现场调查资料并考虑最不利因素的影响，确定了预计拦挡位置的危岩落石弹跳高度最高为5.0m。3.6.2威胁人数根据实物指标的调查，鹰嘴岩危岩带威胁对象包含了左家湾不稳定斜坡威胁对象。危岩失稳威胁对象主要为：鹰嘴岩危岩带下方居民60户314人、国家电网营业点、传染病隔离医院、加油站及场镇主干道。3.6.3可能造成的经济损失根据实物指标的调查，勘查区域内危害的潜在对象损失将达3200余万元，其影响将十分重大，造成不良社会影响强烈。3.8支挡处设计剩余下滑力3.8.1危岩单体后缘有陡倾裂隙且滑面缓倾的滑移式危岩稳定性计算表危岩统一编号工况下滑力T（kN）抗滑力R（kN）危岩稳定性系数F安全系数Ft剩余下滑力P（kN）稳定性W1一般工况①暴雨264131031.171.2055基本稳定②地震296430611.031.0549欠稳定W2一般工况①暴雨209024081.151.2083基本稳定②地震232823711.021.0569欠稳定W3一般工况①暴雨166919771.181.2021基本稳定②地震189719501.031.0539欠稳定W5一般工况①暴雨689581601.181.2095基本稳定②地震780080991.041.0587欠稳定W6一般工况①暴雨416848421.161.20133基本稳定②地震468848031.021.05113欠稳定W7一般工况①暴雨9135110331.211.200稳定②地震10463109061.041.0577欠稳定W8一般工况①暴雨9042106761.181.20145基本稳定②地震10150105381.041.05113欠稳定W9一般工况①暴雨585368491.171.20145基本稳定②地震663967751.021.05187欠稳定W17一般工况①暴181.20281基本稳定②地051.057欠稳定后缘无陡倾裂隙且滑面缓倾的滑移式危岩稳定性计算表危岩统一编号工况下滑力T（kN）抗滑力R（kN）危岩稳定性系数F安全系数Ft剩余下滑力P（kN）稳定性W4一般工况①暴雨11356.7213207.311.161.20351基本稳定②地震11739.7312980.301.111.050稳定W11一般工况①暴雨639.27852.821.331.200稳定无直接威胁对象，不治理②地震707.81765.851.081.050稳定W15一般工况①暴雨2179.892515.421.151.2084基本稳定②地震2285.152370.211.041.0528欠稳定W16一般工况①暴雨2709.843155.721.161.2080基本稳定②地震2845.332999.801.051.050稳定危岩单体倾倒式（拉断倾倒，重心在基座顶面前缘内侧）稳定性计算表危岩统一编号工况危岩稳定性系数F安全系数Ft支挡结构岩土荷载R0l0（kN▪m）稳定性W10一般工况①暴雨1.291.30132基本稳定②地震0.581.1017648不稳定W13一般工况①暴雨1.081.301120欠稳定②地震0.301.1017126不稳定W14一般工况①暴雨1.131.30546欠稳定②地震0.731.102099不稳定W18一般工况①暴雨1.231.30489欠稳定②地震0.581.109200不稳定危岩单体倾倒式（拉断倾倒，重心在基座顶面前缘外侧）稳定性计算表危岩统一编号剖面危岩野外编号工况危岩稳定性系数F安全系数Ft支挡结构岩土荷载R0l0（kN▪m）稳定性W1215S8一般工况①暴雨1.061.30985欠稳定②地震0.161.1028728不稳定4结构验算4.1计算项目结构验算项目主要为支撑墙计算、锚杆计算。4.2支撑计算凹腔柱支撑根据《混凝土结构设计规范》，按正截面受压承载力计算公式计算：，Ф=0.9*φ，当ρ>3%时，式中A应改为An按轴心受压构件对立柱进行计算式中：φ为构件稳定性系数，根据规范查表求得，可由表4.6.3-1查得。针对本项目，W10沿竖向投影剩余下滑力较大，支撑墙数目较少，因此，选取W10做支撑计算。表4.3-1正截面受压承载力计算表钢筋和混凝土指标C25C?(20,25,30,35,40,45,50,55)混凝土等级fc＝11.9(N/mm2)混凝土抗压强度设计值fckHRB400HRB(235,335,400)纵筋强度等级fy＝360(N/mm2)纵筋抗拉压强度设计值fy轴压混凝土柱承载力计算Pi＝3.14159265Pi＝3.14159265l0＝2.200(m)柱计算长度l0b＝1500(mm)柱截面宽bh＝800(mm)柱截面高hdst＝0(mm)全截面纵筋直径dstn＝0全截面纵筋根数nλ＝2.200柱长细比λ=l0/bφ＝0.977φ=需要查稳定系数表格As＝0.00(mm2)全截面纵筋面积As=Pi*dst^2/4Ac＝800000.00(mm2)混凝土面积Ac=b*hNcu＝8368108.560(N)Ncu=0.9φ*(fc*Ac+fy'*As)计算结果为8368.11kN远大于W10沿竖向投影剩余下滑力。符合要求。4.3锚杆计算锚杆设计根据《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019）中的4.5章节，对锚杆进行设计。1）单个锚固点锚杆所受拉力设计值的确定：根据《地质灾害防治工程设计标准》（DBJ50/T-029-2019）中的4.5.8公式，对单个锚固点锚杆所受拉力设计值进行计算：利用上式计算出各剖面处锚杆所受拉力结果如下：表4.3-1危岩单体倾倒式计算表危岩编号单位宽度倾覆力矩(KN·m)锚固点至倾覆点垂直距离之和（m）锚索（杆）入射角（°）设计总锚固力（KN)设计锚点列数单点设计锚固力Nt(KN)单位KN·mm°KNnKNW109536.002010.00484.16596.83W128038.0011.610.00703.627100.52W1310346.0015.410.00682.18797.45W141204.007.610.00160.86280.43W189200.0026.210.00356.56489.14注：危岩采用支撑后，倾覆点前移，从而导致倾覆力矩变小，抗倾覆力矩加大，危岩稳定性增加。倾覆点前移约0.5～3.5m。表4.3-2危岩单体滑移式计算表危岩

编号剪出口剩余下滑力

(KN/m)锚杆横向列数

(m)滑动面与水平面夹角

(°)滑动面内摩擦角

(°)锚杆与水平面夹角

(°)锚杆沿滑动方向排数单个锚固点所受拉力设计值

(KN)EnαφβnsNtW155319211528.78W2832322115143.11W3392252115119.25W43512.5522115294.34W5954102115122.23W61333112115141.55W7775142115114.52W81455182110127.28W91873142110158.27W172816172110143.962）锚杆锚固长度的确定：锚索锚固段长度应满足以下两公式，取较大者：利用上式计算出各剖面处锚索锚固段长度结果如下：表4.3-3危岩单体倾倒式计算表危岩编号使用年限锚杆钢材年锈蚀量(0.04MM/年）锚杆抗拉强度设计值

（N/mm²）锚杆钢筋用钢筋根