唐郭路危岩（孤石）及边坡工程施工图设计计算书.docx

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1、唐郭路危岩（孤石）及边坡工程施工图设计计算书3.5.3工作量匡算423.6被动网设计443.6.1被动网设计计算443.6.2被动网设计463.7格构设计461前言11.1 工程概况11.2 工程等级11.3 工程治理必要性和紧迫性11.4 设计依据11.5 设计工况及参数选取22稳定性计算32.1危岩稳定性计算32.1.1倾倒式危岩32.L2坠落式危岩42.1.3滑移式危岩52. 2边坡稳定性计算63治理工程设计计算72.1 支撑柱设计计算72.2 支撑柱基础开挖施工锁扣及护壁设计计算83. 3锚杆工程设计计算123. 4凹腔嵌撑设计143. 5脚手架设计151. 5.1计算项目153. 5

2、.2脚手架设计计算15车辆及行人较多。危岩及边坡致灾直接威胁人数约100500人，建构筑物重要性为较重要，潜在经济损失较大。为确保当地人民生命财产的安全，确保社会安定，保持地方经济可持续发展，及时对危岩及边坡等进行工程处置是必要和紧迫的。1.4设计依据1、技术报告及文件(1)经专家组审查通过的重庆市江北区唐郭路町35、W618等危岩(孤石)及边坡工程勘察报告(重庆市二零八工程勘察设计院有限公司，2023年3月)。(2)项目委托书及合同。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(DBJ50/T-143-2018)；(3)建筑边

3、坡工程技术规范(GB50330-2013)；(4)建筑地基基础设计规范(DBJ50-047-2016)；(5)建筑地基基础设计规范(GB50007-2011):(6)混凝土结构设计规范(GB50010-2010,2015年版)；(7)砌体结构设计规范(GB50003-2011)；(8)建筑桩基技术规范(JGJ94-2018)；(9)岩土锚杆与喷射混凝土支护工程技术规范(GB50086-2015)；(10)地质灾害治理工程施工技术规范(DBJ50/T989-2020)；(11)地质灾害治理工程施工质量验收规范DBJ50/T990-2020；(12)建筑抗震设计规范(GB50011-2010)20

4、16版)；1前言1.1 工程概况1.2 工程等级根据资料收集及调查统计，本次工作区威胁对象主要为唐郭路往来车辆、行人及建构筑物安全，影响望江厂和郭家沱街道近4万人出行，影响郭家沱滚装码头进出港车辆（约200辆/天）及往来公交、社会车辆的通行（约3000辆/天）。危岩及边坡致灾直接威胁人数约100500人，建构筑物重要性为较重要，可能造成的直接经济损失约4000万元，防治工程安全等级为二级。1.3 工程治理必要性和紧迫性根据勘察报告，塘郭路沿线危岩崩塌时有发生。其中，2012年6月6日，望江温泉北西侧山体发生危岩崩塌，落石砸坏了下方通行的汽车，砸毁了停靠在路边的车辆，损坏了输电线缆，造成交通中断

5、，817路公交停运，居民出行受到很大影响。2016年6月30日，唐郭路莲花寺段公路上方陡崖发生危岩崩塌，阻断了交通，同年9月29日上方二级陡崖再次发生危岩崩塌，落石砸毁了行驶中的轿车一辆。2020年7月1日，唐郭路莲花寺至月亮湾隧道方向约100米处上方斜坡处的孤石因暴雨再次发生垮塌，垮塌方量约111造成下方公路交通临时阻断。2022年12月29日，郭家沱街道风源齿轮厂北侧，唐郭路公路斜上方三级陡崖平台再次发生危岩崩塌，威胁下方望江公路。同时，21号公路边坡前期局部已经失稳破坏，在暴雨状态下处于基本稳定欠稳定状态，成灾风险也较大。同时，塘郭路为当地交通要道，过往暴雨工况（工况2）校核工况（工况3

6、）暴雨工况（工况2）校核工况（工况3）滑移式1.401.151.301.10假倒式1.501.201.401.15坠落式1.601.251.501.20备注设计暴雨强度重现期二级为20年。（4）设计参数根据勘查报告，岩土及结构面设计参数选取如下:表1.5-2设计岩土参效一览表岩土类别叁数一.块石土-收集+经验强风化砂岩-收集中风化砂质泥岩-收集中风化砂U石重度(kNm)天然21.70*21.80*24.325.10饱和21.90*22.00*24.425.40抗压强度（MPa）天然11.6439.62饱和一7.4133.88抗剪强度天然C(MPa)262.37(o)3640.20饱和C(MPa

7、)222.03(o)3439.03抗拉强度（MPa）天然一0.841.03饱和一0.88变缩模量ES(X10,MPa)风干0.67饱和弹性模量ES(X10,MPa)风干0.74饱和一泊松比风干一0.22饱和表L5-3外倾结构面抗剪强度取值建议表发育特征抗剪强度天然饱和C(kPa)()C(kPa)()硬性结构面，结合程度好（闭合状）1404013035硬性结构面.结合较差，局部充填50184015(13)中国地质动参数区划图(GB18306-2015)；(14)工程测量规范(GB50026-2007)；(15)铁路沿线斜坡柔性安全防护网(TB/T3089-2004)；(16)公路边坡柔性防护系统

8、构件(JTT528-2004)；(17) SNS系统边坡被动防护工程施工及验收规范(HFYY-SNS-B003)；(18) SNS系统边坡主动防护工程施工及验收规范(HFYY-SNS-Zoo3)；(19)重庆市地质灾害防治工程概(预)算标准计价定额(试行版)。(19) 计工况及参数选取(1)等级划分项目地质防治工程等级为二级。(2)设计工况工况2(暴雨工况)：暴雨+自重+裂隙水压力工况3(地震工况)：暴雨+自重+裂隙水压力+地震力设计基准期为50年。二级防治工程等级设计暴雨重现期为20年。(3)设计标准参照治理工程惯例及国家有关标准对钢筋等建筑材料使用寿命的规定，综合确定防治工程的设计基准期为

9、50年，其中防护网设计基准期为30年，结构重要性系数取1.0。安全系数取值见表1.5-1表L5-1危岩安全系数取值表破坏模式防治工程等级一级I二级v=-rA2b）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：2,厘4CoS a(G + G,) + Q% + V1hwH-hbcos(a)一1+3sinsin/?cosa式中：片-后缘陡倾裂隙水压力（kN）；儿一后缘陡倾裂隙充水高度（m）,根据裂隙情况及汇水条件确定；正-后缘陡倾裂隙充水范围内沿裂隙走向平均宽度（m）；8后缘陡倾裂隙未贯通段沿裂隙走向平均宽度（m）；片-危岩体竖向荷载作用点到转动点的水平距离（m）；一

10、后壕陡倾结构面倾角（）;加一危岩体水平荷载作用点到转动点的垂直距离（m）;。一危岩体与基座接触面倾角（）:6-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）；,一危岩抗弯力矩计算系数，按折断面形杰在1/121/6之间取值，当折断面为矩形时取l6o根据危岩单体及单体内基于不同部位不同破坏模式的细分，工作区内危岩体中倾倒式破坏的危岩体有Wl35、WI36、WI37、W618-左、W616南-1、15#南-W1、15#南T3、21#TO28处，其稳定性计算过程详见附表。由于区内危岩后缘裂隙无常年流水充填，现状工况下不含裂隙水，不存在裂隙水压力。且由于上述倾倒式危岩单

11、2稳定性计算2.1危岩稳定性计算2.Ll倾倒式危岩倾倒式崩塌发生于被裂隙贯通后与母岩分离的危岩体中，暴雨是其主要诱发因素，是勘查区内发育较为普遍的一类，各段均有分布。由于勘查区该类型危岩均为后部拉断倾倒破坏模式，其计算公式如下：图2.1-1倾倒式危岩拉断快倒稳定性计算简图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:36受件Q.h+vLJ0+3sinsinCoSa图2.1-2坠落式危岩下切坠落稳定性计算示意图(1)a）坠落式危岩下切坠落稳定性按下式计算G+Gft式中：c一危岩体粘聚力（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

12、）；B后缘裂隙未贯通段沿裂隙走向平均宽度（m）；b）坠落式危岩折断坠落稳定性按下式计算：F=8（G+GM+g+l恨式中：的一危岩体竖向荷载（包括危岩体重力和危岩体上竖向附加荷载）作用点与后缘铅垂面中点的水平距离（）;体重心均在倾覆点之内，故在现状工况下，危岩单体不存在不利倾覆力矩，处于稳定状态。稳定性计算结果详见表2.1T,根据稳定性计算结果可知，倾倒式危岩单体在暴雨工况下（工况2）,稳定系数F=LIIL35,处于基本稳定欠稳定状态。表2.IT倾倒型危岩体稳定性计算结果表序号危岩编号破坏模式工况稳定系数F安全系数FS稳定性1W135倾倒工况1（天然）1.931.40稳定工况2（暴雨）1.301

13、.40基本稳定工况3（地震）0.811.152W136倾倒工况2（暴雨）1.351.40基本稳定工况3（地震）0.921.153W137候倒工况2（暴雨）1.151.40基本稳定工况3（地震）0.661.154W618-左倾倒工况2（暴雨）1.231.40基本稳定工况3（地震）0.841.155W616南T倾倒工况2（暴雨）1.131.40欠稳定工况3（地震）0.681.15615#南Tl倾倒工况2（暴雨）1.201.40基本稳定工况3（地震）0.801.15715#南T3倾倒工况2（暴雨）1.111.40欠稳定工况3（地震）0.651.15821tt-W02候倒工况2（暴雨）1.231.40

14、基本稳定工况3（地震）0.871.152.L2坠落式危岩勘查区内可能发生坠落式崩塌的危岩后缘有陡倾裂隙，可能产生下切坠落破坏和折断坠落破坏，按下列（1、（2）二式计算分别计算，稳定系数取取两种计算结果的较小值：后缘有陡候裂隙的滑移式危岩计算示意(注：图中是M的一部分)(G+)cos6-QSino一VsinOU尔0+cA(G+Gjsin6+Qcos6+VfCOSeV=%儿晒U=%A式中：一一一后壕陡倾裂隙水压力(kN)；九一一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)；一

15、一危岩竖向附加荷载(kN)；方向指向下方时取正值，指向上方时取负值;Q一危岩水平荷载(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；仇一危岩体上水平荷载作用点与后缘铅垂面中点的垂直距离（m）；人一既有支挡结构有效支挡力作用点与后缘铅垂面中点的垂直距离（m）；比-后缘陡倾裂隙未贯通段沿裂隙走向平均宽度（m）；ol一岩体抗拉强度（kPa）；.片-后缘陡倾裂隙水压力（kN）；儿一后缘陡倾裂隙充水高度（m）,根据裂隙情况及汇水条件确定；，一危岩抗弯力矩计算系数，按折断面形态在1/121/6之

16、间取值，当折断面为矩形时取l6o根据危岩单体及单体内基于不同部位不同破坏模式的细分，工作区内的危岩体中坠落式破坏的危岩体有W137-表层、15#南-W3表层，共2处，稳定性计算过程详见附表，稳定性计算结果详见表3.1-6。根据稳定性计算结果，在暴雨工况下（工况2）,稳定系数F=Lo3L04,处于欠稳定状态。表2.1-2坠落型危岩体稳定性计算结果表序号危岩编号破坏模式工况稳定系数F安全系数FS稳定性1W137-表层坠落工况2（暴雨）1.041.50欠稳定工况3（地震）0.991.20215#南73表层坠落工况2（暴雨）1.031.50欠稳定工况3（地震）0.971.202.L3滑移式危岩（1）后

17、缘有陡倾裂隙且滑面倾斜的滑移式危岩稳定性按下式计算:根据危岩单体及单体内基于不同部位不同破坏模式的细分，工作区内的危岩体中滑移式破坏的危岩体有W618-右、W616南-2、阳73-1、町73-2、15#南72、21#701、2W-W03,共7处，稳定性计算过程详见附表，稳定性计算结果详见表3.1-7。根据稳定性计算结果，在暴雨工况下（工况2）,稳定系数F=LOl1.18,处于欠稳定状态。表2.1-3滑移型危岩体稳定性计算结果表序号危岩编号破坏模式工况稳定系数F安全系数FS稳定性1W616南-2滑移式工况2（暴雨）1.011.30欠稳定工况3（地震）0.971.102W618-右滑移式工况2（暴

18、雨）1.061.30欠稳定工况3（地震）0.991.103W173-1滑移式工况2（暴雨）1.131.30欠稳定工况3（地震）1.051.104W173-2滑移式工况2（暴雨）1.031.30欠稳定工况3（地震）0.961.10515#南T2滑移式工况2（暴雨）1.181.30基本稳定工况3（地震）1.021.1062Itt-WOl滑移式工况2（暴雨）1.121.30基本稳定工况3（地震）0.951.10721tt-W03滑移式工况2（暴雨）1.091.30欠稳定工况3（地震）1.051.102. 2边坡稳定性计算21#公路边坡第三段崩坡积堆积体边坡采用瑞典条分法（给定圆心、半径计算安全系数）

19、、BiShoP法（给定圆瓠出入、口范围搜索危险滑面）和折线法分别进行圆瓠形计算分析，计算过程详见附表，计算结果如下：表2.2-1瑞典条分法稳定性计算结果及剩余下滑力表（暴雨工况）序号计算剖面下滑力抗滑力稳定系数安全系数稳定状态剩余下滑力（kNm）I141561.802135.941.3681.30稳定/c滑面粘聚力(kPa)；fP一滑面内摩擦角();O一一滑面倾角()O(2)后缘无陡倾裂隙的滑移式危岩稳定性按下式计算:后缘无陡倾裂隙的滑移式危岩稳定性计算,(G+G,)cos6-QsinO-Vg4+CA(G+G,)sin6+Qcos夕=%一%式中：F危岩稳定系数；C一一滑面粘聚力(kPa)；当充

20、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；一一滑面内摩擦角();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；一一充当滑面的裂隙贯通段水压力(kN)；h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一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)03治理工程设计计算3.1支撑柱设计计算危岩W618,15#南71两处危岩体底部凹腔发育高度较大，设计危岩体在点锚加固的基础上，对危岩凹腔发育区的悬空段危岩底部

21、采用支撑柱进行支撑加固，钢筋混凝土支撑柱采用理正结构计算器进行计算。本次设计采用截面尺寸为LOmXLom的柱撑体,C30碎浇筑。设计支撑柱主要承受顶部悬空岩体的竖向压力，不考虑水平剪力及弯矩作用，竖向压力分项系数取值1.1。支撑柱考虑顶部0.5In厚岩体的重力作用，计算荷载如下：表3.1危岩支撑柱竖向荷载计算表区Uj岩体重度岩体岩体岩体分项岩体重力支支柱单根计算有俄设计荷找编号(kNm,)长m宽m厚B系数(kN根数(kN)kN)W61825.1433.50.51.12078H18920015#南-Wl25.1221.50.51.1456592200支撑柱计算:1巳知条件及计算要求：(1)已知条

22、件：短形柱b=1000mm,h=100Omm计算长度L=8.OOm雄强度等级C3O,fc=14.30Nun2纵筋级别HRBlOO,fy=360Xmn撞前级别HPB235.fy=2IONZmm2轴力设计值N=200.OOkN矩设计值Mx=O.OOkN.m,My=O.OOkN.m剪力设计值Vy=O.OOkN.Vx=O.OOkN序号计算剖面下滑力抗滑力稳定系数安全系数稳定状态剩余下滑力(kNm)2151721.852234.801.2981.30基本稳定2.773181131.141206.941.0671.30基本稳定202.724191855.991894.321.0211.30欠稳定398.8

23、25201012.601040.171.0271.30欠稳定212.47621931.09948.671.0191.30欠稳定201.35表2.2-2BiShOP法稳定性计算结果及剩余下泮I力表(暴雨工况)序号计算剖面下滑力抗清力稳定系数安全系数稳定状态剩余下滑力(kNm)1141368.092011.881.471.3稳定/215532.51743.801.401.3稳定/3181115.291337.171.201.3基本稳定86.694191432.181600.701.121.3基本稳定200.88520938.421085.111.161.3基本稳定103.72621878.8610

24、10.031.151.3基本稳定101.92表2.2-3折线法稳定性计算结果及剩余下滑力表(暴雨工况)序号计算剖面稳定系数安全系数稳定状态剩余下滑力(kNm)1141.441.3稳定/2151.171.3基本稳定175.183181.101.3基本稳定222.384191.1051.3基本稳定244.205201.231.3基本稳定78.616211.321.3稳定/通过对比分析，选择采用稳定性相对较差，下滑力取相对较大值进行边坡加固设计，设计取值见下表表2.2-4设计下滑力计算取值(暴雨工况序号计算剖面稳定系数安全系数稳定状态剩余下滑力(kNm)1141.441.3稳定/2151.171.3

25、基本稳定175.183181.101.3基本稳定222.384191.0211.3欠稳定398.825201.0191.3基本稳定212.476211.0191.30欠稳定201.35(3)裂缝宽度：WZ=O.01OmnlWlie=O.400mm,满足。计算懒Si积简图3. 2支撑柱基础开挖施工锁扣及护壁设计计算危岩W618、15#南Tl底部凹腔发育，设计在危岩主体采用点锚加固基础上再对危岩底部凹腔进行柱撑加固。凹腔底部多为崩塌积土层，土厚3-5m不等，支撑柱基础设计嵌入基岩深度不小于Lon1,在此对柱基土层开挖施工将形成高3-5m不等的土坡，为确保施工安全，设(2)计算要求：1.正板面受压承

26、戮力计算2.制截面承战力计算3正载面受压承编力计算：(1)计算类型：轴心受压，稳定系数-LO0。(2)轴压比验算：轴压比=N(A*fc)=0.01(3)全部纵筋：As=(N0.9-fc*A)fy=-39105m按边长分配纵筋面积。X向纵筋按构造配筋，As=2000nm2,P=0.20%丫向纵筋按构造配筋，As=2000m11P=0.20%As=8000ran:P=0.80%As=2000m/.配筋满足。(2)下部纵筋：9E18(2290m/P=0.23%)s=2036ms=2000三配筋满足。(3)左右蚁筋：7E18(1781mm：P=0.18%)分配As=2036nm：As=2000mm,配

27、够满足。(4)竖向箍鲂:d8200五股箍(1257m7mP,.=0.13%)Asvs=1053mm7m,配筋满足。(5)水平箍筋：d8200五股籁(1257mmQ“=0.13平Asvs=1053mm7m,配筋满足。6裂绛计算(上下侧)：(1)计算参数：Nk=I50.OOkN,Mkx=80.OOkN.m,最大裂缝宽度限值0.40OnnU(2)受拉钢筋应力：。&=NKe-Z)/(Az)=23.91Nmm)剪力最大值:Vm=65.000(kN)锁口作用综合分项系数：g=1.000剪力设计值:V=65.000(kN)V=0.7f.bho=0.71.4301000.000275.000=275275.O

28、OO(N)=275.275(kN)滋凝土抗剪满足要求护壁护壁厚度：h=0.200(B)剪力最大值:V=60.000(kN)锁口选筋用钢筋直径14护壁选筋用钢筋直径14内力计算镇口计算=11117锁口最大弯矩=14.083kN护壁计算护壁作用综合分项系数：k.=1.250剪力设计值：V=75.000(kN)VM-=14.083(kNnd内侧有矩调整系数：k2=1.000内侧弯短设计值：M=hkd=7.042(kXm)外仰钢筋计算面积：Asl=600(Ims)内侧钢筋计算面积：As2=600GnnD设计外侧钢筋为C14250,面积：Asl=615.6(n1)设计内侧钢筋为C14250,面积：Asl

29、=615.6(nnt)护孽配筋取单位宽度(b=1000三)计算锁口截面厚度h=200(M)支座寄矩最大值：=12.000(kNm)跨中有期最大值：LuJ=6.000(kNm)护壁琮合分项系数：k.=1.250外侧有比调整系数：kl-1.000外侧弯矩设计值：M=k.kiMi=15.000(kNn)内侧弯矩调整系数：k,=1.000内侧有期设计值：M=k,k式中4一一锚杆纲筋或预应力钢绞线截面面积2);Kb锚杆杆体抗拉安全系数，取2.0；1.锚筋抗拉强度设计值(kPa)。锚杆(索)锚固体与地层的锚固长度计算：乌%式中：1锚固段长度(m)；D一一锚固体直径(m)；强地层与锚固体粘结强度特征值(kP

30、a)K岩土锚杆锚固体抗拔安全系数，取2.4。锚杆(索)钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算：X也式中一一锚杆钢筋与砂浆间的锚固长度(m)；d一一锚杆钢筋直径(m)；力一一钢筋(钢绞线)根数(根)：YO边坡工程重要性系数；h钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值(kPa)。3.3锚杆工程设计计算（1）内力计算滑移式危岩对滑移式危岩，按下式计算：NOk=些小卜in（+夕）tan+cos（+夕式中：乂&一标准组合时锚杆所受轴向拉力（kN）;F一危岩推力设计值（kN）；8滑动面内摩擦角（）;a锚杆与滑动面相交处滑动面倾角（。）;力一锚杆与水平面的夹角，以下倾为宜，不宜大于45,一般为1035；1.锚杆垂直于崩塌方

31、向上的间距（m）;,一锚杆沿崩塌方向上的排数。倾倒式危岩锚杆（索）水平拉力计算：Htk=设计荷载Rok（锚杆合力与倾覆点距离X锚杆根数）。其中设计支挡结构荷载R（J0,按照地质灾害防治工程设计标准（DBJ50/T-029-2019）附录J进行计算，详见计算书。式中g一锚杆轴向拉力标准值（kN）；小锚杆所受水平拉力标准值（kN）；a锚杆倾角（。）；锚杆设计计算详见表3.2-23。表3.2-1锚杆面积根数设计计算结果表（假倒式）危岩编号设计剩余倾稹力矩锚杆与水平面夹角锚杆合力距假猥点的垂直距离锚杆间距锚杆根教（总）锚杆水平拉力标准值锚杆轴向拉力标准值锚杆杆体抗粒安全系数普通钢筋（111级）杭拉强度

32、设计值普通拥斯（ill皴）计算截面枳选取通钢筋普通钢筋（III级）面积P倾稹BemL根HtkNakKbf,As室内kN.am()（D）(m)(kN)(kN)(Nu(nn5)W13538569.15159.703.04490.3793.562.0360519.761C28615.8113611384.54157.503.02172.2874.832.0360415.741C28615.8W13796190.081517.003.06389.8192.982.0360516.561C28615.8W618-左13080.571510.003.04231.1432.242.0360179.131C2

33、8615.8W616南-11055.801510.003.0362.933.042.036016.871C28615.815#南-Wl111513.901515.003.010173.l76.202.0360423.351C28615.815#南-W340814.87159.003.04894.4897.812.0360543.401C28615.82IlHro21249.99153.903.0653.4255.302.0360307.241C28615.8利3792.982.40.09112000.650.028130001.000.850.854W618-32.242.40.0911200

34、0.230.028130001.000.290.294V616南-13.012.40.09112000.020.028130001.000.030.03415#南-Wl76.202.40.09112000.530.028130001.000.690.69415#南f397.812.40.09112000.680.028130001.000.890.89421#TO255.302.40.09112000.390.028130001.000.500.504表3.2-3错杆面积根数设计计算结果表（滑移式）危岩爆号设计剩余下滑力锚杆与水平面夹角锚杆间距锚杆根数（总）锚杆水平拉力标准值锚杆轴向拉力标准值

35、锚杆杆体抗拉安全系数普通钢筋（III级）抗拉强度设计值普通钢斯（111级）计算族面积普通钢筋（111级）设计根数普通钢斯（III级）面积室内PBL根HlkNakKbGKNC)(In)(kN)(kN)(NZmm2)(unif)（根）W616南-2878.67153.06146.44151.612.0360842.282C281232.00W173-21621.05153.08202.63209.782.03601165.442C281232.0021#To39889.52153.065152.15157.512.0360875.082C281232.00W618-右2868.35153.0309

36、5.l98.982.0360549.911C28615.80“173T2015.23153.012167.94173.862.0360965.892C281232.0015#南T29.76153.0150.650.672.03603.741C28615.8021#-W01442.89153.0855.3657.312.0360318.411C28615.80表3.2-2锚杆锚固长度计算表（假倒式）表3.2-4锚杆锚固长度计算表（滑移式）危岩编号锚杆轴向拉力标准值锚杆锚固体抗拔安全系数锚固体直径岩土层与锚周体极限粘结强度标准值长度（锚固体-地层）锚筋直径锚杆根数锚杆体与注浆体粘结强度粘结强度折减卫锚杆体与注浆结（砂浆-锚杆）计算锚固长度设计锚国长度NakKDfrbkUndnfbmLsaLLa至Pv(kN)（I