多道支撑(锚杆)支撑力计算
说明隧道工程项目明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则
说明隧道工程项目明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则
隧道工程项目中明洞身开挖和支护的工程量计算规则如下：
1. 开挖体积计算
明洞身开挖体积计算公式为：V=AxLxK
其中,V代表明洞身开挖体积；A代表明洞截面积；L代表明洞长度；K代表开挖系数,通常情况下为1.1-1.5。
2. 支护长度计算
明洞身支护长度计算公式为：Ls=Ks x (P+D)
其中,Ls代表明洞身支护长度；Ks代表施工方法系数,通常情况下为1.2-1.5；P代表覆岩厚度,D 代表洞径。
3. 钢筋及支撑材料计算
明洞身支护一般采用钢筋网和锚杆支撑,其计算方法如下：
（1）钢筋网的计算
钢筋网的计算公式为：A1=K1xP+K2
其中,A1代表钢筋网面积；K1、K2为常数,与钢筋网的类型和规格有关；P代表洞身周长（一般为洞径的3倍）。
（2）锚杆的计算
锚杆的计算公式为：A2=K3 x Ls
其中,A2代表锚杆数量；Ls代表支护长度；K3为锚杆单位长度系数。
以上是隧道工程项目中明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则,具体计算时还需要根据实际情况进行调整。
(参考资料)锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式
1锚杆支护参数的确定（1） 两帮破坏范围C 的确定222 1.5[-]()cos(/2)2cot (45)112t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσαϕ+-=+---式中，k ——应力集中系数；kt ——巷道维护时间影响系数； k c ——煤层稳定影响系数；σc ——煤帮煤层单轴抗压强度（MPa ）； σy ——垂直自重应力（MPa ）； α——煤层倾角（°）；h c ——被巷道切割的煤层厚度（m ）； l t ——巷道切割煤层（岩层）的最大宽度 u ——煤层的泊松比； φ——煤层的内摩擦角（°）。
（2） 巷道顶板破坏范围的确定1sin 2sin (cot )(1sin )[]cot o p o C R R C φφρφφφ-+-= 式中，R p ——为围岩松动范围（m ）；R o ——巷道外接圆半径（m ）； ρo ——原岩自重应力（MPa ）； C ——顶板岩石粘结力（MPa ）； φ——为顶板岩石内摩擦角（°）。
（3） 锚杆直径4/()40.1/(3.14380)0.018s Q m φπσ==⨯⨯=式中，s mm a Q 1.1320mm σΦ—锚杆直径（）；—螺纹钢抗拉强度（MP ）；—锚杆锚固力；考虑富余系数，锚杆直径确定为。
（4） 锚杆长度tan 1.8tan 450.50.10.1 2.4()tan tan 45b a l m ∂++=+=+=∂式中，b m a m ∂。
—组合拱厚度（);—锚杆对岩层的控制角（）—锚杆间排距（）。
2锚索支护参数的确定1锚索长度的确定123a a a a L L L L =++式中：L a ——锚索长度（m ）；L a1——锚索外露长度（m ）； L a1——锚索有效长度（m ）； L a2——锚索锚固长度（m ）。
（1）静压软岩巷道在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。
锚杆计算书
M法计算书土压力计算依据《建筑基坑支护技术规程》(JGJ120-99)。
1.地质勘探数据如下：—————————————————————————————————————序号 h(m) (kN/m3) C(kPa) (°) M值计算方法1 0.80 18.00 8.00 8.00 1280.0 水土合算2 2.40 18.30 39.63 10.13 5002.0 水土合算3 5.40 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算4 2.40 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算5 2.00 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算—————————————————————————————————————表中：h为土层厚度(m),为土重度(kN/m3),C为内聚力(kPa),为内摩擦角(℃)2.基底标高为-5.60m，支撑分别设置在标高-1.50m处，计算标高分别为-2.00m、-5.60m处，3.地面超载：—————————————————————————————————————序号布置方式作用标高m 荷载值kPa 距基坑边线m 作用宽度m 1 局部荷载 0.00 20.00 0.00 8.40—————————————————————————————————————基坑侧壁重要性系数为0.90,为三级基坑采用工字钢，其型号是36b号工字钢截面面积A=0.0100m2，截面惯性矩I=0.00016530m4，截面弹性模量E=206000.00N/mm2抗隆起、抗倾覆验算结果按地基承载力验算抗隆起基坑外侧支护结构底部至地面之间土层的加权重度1=18.79(kN/m3)基坑内侧支护结构底部至坑底之间土体的加权重度2=19.00(kN/m3)支护结构嵌入深度D=6.40(m)基坑开挖深度h=5.60(m)基坑地表附加荷载q=20.00(kPa)坑底被动区附加荷载q pa=0.00(kPa)支护结构底部滑裂面上地基土的粘聚力c=0.00(kPa)支护结构底部滑裂面上地基土的内摩擦角=15.00°Nq=3.94Nc=10.98计算的抗隆起安全系数为Kwz=[0.00×10.98+(19.00×6.40+0.00)×3.94]/[18.79×(5.60+6.40)+20.00]=1.95达到规范规定安全系数1.80,合格!按滑弧稳定验算抗隆起围护墙底以上地基土各土层天然重度的加权平均值=18.87(kN/m3) 围护墙在基坑开挖面以下的入土深度D=6.40(m)主动土压力系数Ka=tg2(45o-14.32o/2)=0.61滑裂面上地基土的粘聚力加权平均值c=5.52(kPa)滑裂面上地基土的内摩擦角加权平均值=0.25(弧度)基坑开挖深度h0=5.60(m)最下一道支撑距地面的深度h0'=1.50(m)最下一道支撑面与基坑开挖面间的水平夹角a1=0.40(弧度)以最下一道支撑点为圆心的滑裂面圆心角a2=2.34(弧度)坑外地面荷载q=20.00(kPa)q f=18.87×1.50+20.00=48.30(kPa)M SL=0.5×(18.87×1.50+20.00)×6.402=989.14(kN.m/m)R3=5.60×6.40+(2.34-0.40)×6.402=115.23(m2)R2=0.5×6.402×48.30+{2.34-0.40-0.5×[sin(2×2.34)-sin(2×0.40)]}-1/3×18.87×6.403×{sin2(2.34)×cos(2.34)-sin2(0.40)×cos(0.40)+2×[cos(2.34)-cos(0.40)]} =7142.34(kN.m/m)R1=6.40×(18.87×5.602/2+20.00×5.60)+0.5×6.402×48.30×[2.34-0.40+sin(2.34)×cos(2.34)-sin(0.40)×cos(0.40)]-1/3×18.87×6.403×[cos3(2.34)-cos3(0.40)]=5516.94(kN.m/m)M RL=5516.94×0.61×tg(0.25)+7142.34×tg(0.25)+115.23×5.52=3266.06(kN.m/m)计算的抗隆起安全系数为:K L=3.30=3266.06/989.14=3.30达到规范规定安全系数1.80,合格!按经验公式计算基坑隆起量：基坑开挖深度H=5.60(m)地表超载q=20.00(kPa)支护结构底部处土的粘聚力c=0.00(kPa)支护结构底部处土的内摩擦角=15.00(°)基坑外侧支护结构底部至地面之间土层的加权重度1=18.79(kN/m3)基坑外侧坑底至地面之间土的加权重度2=18.56(kN/m3)支护结构入土深度D=6.40(m)基坑底最大隆起量=-291.67-20.65+116.93+293.09=97.69(mm)验算抗倾覆稳定最下一道支撑(若无支撑,则为桩顶)以下的主动土压力合力为Ea=567.46(kN/m)，合力标高为Elva=-7.61(m)被动土压力合力为Ep=660.88(kN/m)，合力标高为Elvp=-9.87(m)最下一道支撑(若无支撑,则为桩顶)的标高为Elvs=-1.50(m)主动土压力对最下一道支撑产生的力矩为Moc=Ea×(Elvs-Elva)=567.46×(7.61-1.50)=3467.29(kN.m/m)被动土压力对最下一道支撑产生的力矩为Mrc=Ep×(Elvs-Elvp)=660.88×(9.87-1.50)=5529.36(kN.m/m)计算的抗倾覆安全系数为:1.59达到规范规定安全系数1.03,合格!内力及位移计算采用m法计算计算采用位移法有限元，单元最大长度为0.1m。
多道支撑(锚杆)支撑力计算
多道（层）支撑（锚杆）挡土桩的计算方法很多，有 等值梁法；二分之一分担法；逐层开挖支撑支承力不 变法；弹性地基梁法（m法）；有限元计算法等。
3.6.1 等值梁法
一、计算步骤
多道支撑等值梁法计算原理与单道相同，但须计算固 端弯矩，求出弯矩后尚须进行分配，最后计算各支点 反力。
远端为铰支座时： SIk = 3iIk， CIk = 0 其中iIk = EI / lIk，并称为杆件的线刚度。 在前面的分段计算中得到的固定端C、D的弯矩不能相 互平衡，需要继续用刚刚介绍的弯矩分配法来平衡支 点C、D的弯矩。 2. 求分配系数 固端C：SCB = 3iCB = (3/7)EI，SCD = 4iCD = (4/6)EI = (2/3)EI， S CI = SCB + SCD = (23/21)EI
根据MF = 0，可以列出下式：
116.2 5.5 ( 6.19RD
5.5 5.5 34.4 5.5 0.69) ( 0.69) 2 2 3 0.69 150.6 2 0.69 485 2 3
RD'' = 476kN 根据MD = 0，可以列出下式：
q1 = qD = 116.2kN，q2 = 150.6 - 116.2 = 34.4kN，q3 = 150.6kN 。从《建筑结构静力计算手册》P162 、 P164 、 P166可以查得：
M DF qb q1 a 2 a 2 q2 a 2 a 12 a 3 b (2 ) [8 9 ( ) 2 ] 3 [1 ( ) 2 ] 8 l 24 l 5 l 6 5 l
M CD
q1 l 2 q 2 l 2 78.5 6 2 37.7 6 2 -280.7 kN⋅m 12 30 12 30
煤矿锚杆支护技术参数
煤矿锚杆支护技术参数
一、锚杆材料参数
1.锚杆材质：锚杆一般采用高强度合金钢材作为材料，具有良好的抗拉强度和耐腐蚀性能。
2. 锚杆直径：根据不同巷道的条件和需要，锚杆直径一般为20mm到32mm之间。
3.锚杆长度：锚杆长度根据巷道的高度进行设计，一般为2m到5m之间。
二、锚杆布置参数
1.锚杆布置密度：锚杆的布置密度根据巷道围岩的稳定性要求进行设计，通常为每平方米布置6到8根锚杆。
2.锚杆锚固长度：锚杆的锚固长度一般为1.5m到2m之间，确保能够有效地抵抗巷道围岩的变形和压力。
3.锚杆锚固间距：锚杆的锚固间距根据不同巷道的岩层条件和压力进行设计，一般为1m到1.5m之间。
三、锚杆支护参数
1.锚杆预应力：锚杆的预应力根据巷道围岩的变形和压力进行调整，一般为6kN到10kN之间。
2.锚杆支护力：锚杆支护力在施工过程中要经过相关计算确定，一般为10kN到20kN之间。
3.锚杆锚固力：锚杆的锚固力需要根据巷道围岩的变形和压力进行计算，确保能够有效地支撑巷道围岩。
四、锚杆支护施工参数
1.锚杆支护施工速度：锚杆支护施工速度一般为每班次30根到50根
之间，具体根据巷道的长度和条件进行安排。
2.锚杆灌浆压力：锚杆灌浆压力应根据巷道围岩的密实程度进行调整，一般为10MPa到20MPa之间。
3.锚杆支护施工质量：锚杆支护施工质量应符合相关技术标准，确保
锚杆支护效果和巷道的安全性。
以上就是煤矿锚杆支护技术参数的一些基本介绍，通过合理的参数设
计和施工操作，可以有效地提高煤矿巷道的稳定性和安全性。
当然，实际
应用中还需要根据具体的矿井条件和需求进行调整和优化。
煤矿井下锚杆支护知识、原理和锚杆(索)计算及支护设计公式
锚杆支护一、锚杆支护的原理锚杆支护就是以维护和利用围岩的自承能力为基点，及时地进行支护，控制围岩的变形和松弛，使围岩成为支护体系的组成部分。
通过锚入围岩内部的杆体，改变巷道围岩的本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的承载环，和围岩共同作用，达到维护巷道的目的。
这一支护形式与传统的棚式支护相比属于主动积极加固巷道围岩的支护形式。
二、锚杆在支护中的作用1、锚杆的悬吊作用悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。
如图1所示，或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩石上，使松动岩块不至冒落。
2、锚杆的组合梁理论在层状岩层的巷道顶板中，通过锚入一系列的锚杆，将锚杆长度以内的薄层岩石锚成岩石组合梁，从而提高其承载力。
利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护，这就是锚杆组合梁作用。
组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；同时，锚杆本身也提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动。
锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。
3、锚杆锲固作用锚杆的悬吊作用锚杆的组合作用是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。
如图3。
44、挤压加固拱作用形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。
如将锚杆沿拱形锚杆的楔固作用p бb p 锚杆的楔固作用-б p (бbp巷道周边按一定间距径向排列，在预应力作用下，每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，在围岩中形成一连续压缩带。
它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，组织上部围岩的松动和变形。
显然，对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。
5、锚杆的减跨作用如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁，由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点，安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。
巷道锚杆支护计算公式概要
巷道锚杆支护计算公式概要一、基本概念锚杆支护是通过将锚杆（一种具有一定强度和刚度的锚杆材料）固定在地层中，以增加地层的稳定性和抗变形能力。
巷道锚杆支护的计算公式主要包括锚杆的受力计算和巷道的稳定性分析。
二、锚杆受力计算1.锚杆受拉力计算公式锚杆受拉力是锚杆支护中最主要的受力状态，其计算公式为：T=σA×d其中，T为锚杆受拉力(N)，σ为地层的单向抗拔强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。
2.锚杆受剪力计算公式锚杆也会受到一定的剪力作用，当地层存在剪切面时，剪力的计算公式为：Q=τA×d其中，Q为锚杆受剪力(N)，τ为地层的单向抗剪强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。
三、巷道稳定性分析巷道的稳定性分析主要用来判断巷道是否发生坍塌或开裂等变形情况。
巷道的稳定性分析常用的参数包括位移和应力。
位移和应力的计算公式如下：1.巷道位移计算公式巷道的位移是衡量巷道稳定性的重要指标，巷道的位移计算公式为：δ=(q×l^2)÷(2E×I)其中，δ为巷道的位移(m)，q为巷道的荷载(kN/m)，l为巷道的跨度(m)，E为巷道的弹性模量(kN/m^2)，I为巷道的惯性矩(m^4)。
2.巷道应力计算公式巷道的应力是衡量巷道稳定性的另一个重要指标，巷道的应力计算公式为：σ=M÷S其中，σ为巷道的应力(MPa)，M为巷道的弯矩(N·m)，S为巷道的截面模数(mm^3)。
四、总结巷道锚杆支护的计算公式是巷道工程中非常重要的一部分，能够帮助工程师们在设计和施工过程中判断巷道的稳定性和受力情况。
本文概要介绍了锚杆受力计算公式和巷道稳定性分析的计算公式，为巷道工程的设计和施工提供了一定的参考和指导。
锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定
式中：
Q——帮锚杆锚固力Q，取40KN；
a1——帮锚杆的间距，m；
b1——帮锚杆排距，m；
r——煤的容重，KN/m3，取13.1；
d——巷道半宽，m，取1.5m；
H——巷帮高度，m，取高帮3.0；
——煤层内摩擦角，取25度；
f——煤层普氏系数，一般取2～3，取2；
K1——锚杆安全系数，一般取1.5～2，取2；
2锚索间排距的计算
1锚索长度的确定
锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2
L1=Nb
式中：
L——锚索长度，m；
L1——锚索孔内长，m；
L2——锚索外露长度，m，取0.3；
B——巷道跨度，m，取3；
n——经验系数，一般1.5～2，取2。
2锚索排距的计算
由于回采巷道跨度不大(3 m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。
1锚索长度的确定
式中：
La——锚索长度（m）；
La1——锚索外露长度（m）；
La1——锚索有效长度（m）；
La2——锚索锚固长度（m）。
（1）静压软岩巷道
在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度：
式中，a——巷道宽度（m）；
——岩层倾角，30度。
1锚索排距的计算
需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为
式中：
B——巷道跨度，m；
——破坏区煤岩体容重，KN/m3
b——锚索排距，m。
——顶板破坏高度，m。
(2)潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f，即
式中：
u——内摩擦系数；
Ph——作用滑移面上的水平应力，KN;
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– 固端D 与固端C类似，可求得：
–
µDC = 0.58， µDF = 0.42
3. 分配弯矩
由于D点的不平衡力矩MDg = MDC + MDF = 303.4 – 637 = -333.6 kN⋅m，C点的不平衡力矩MCg = MCB + MCD = 269.4 - 280.4 = -11 kN⋅m 。显然应当： ① 首先对D支点进行弯矩分配
3.6 多道支撑（锚杆）挡土桩墙计算
多道（层）支撑（锚杆）挡土桩的计算方法很多，有 等值梁法；二分之一分担法；逐层开挖支撑支承力不 变法；弹性地基梁法（m法）；有限元计算法等。
3.6.1 等值梁法
一、计算步骤
多道支撑等值梁法计算原理与单道相同，但须计算固 端弯矩，求出弯矩后尚须进行分配，最后计算各支点 反力。
MC
(7q1 8q2 )l 2 120
1 2
M
B
(7 34.6 8 78.5) 72 171 .8
120
2
269.4 kN⋅m
3. CD段梁
CD段梁的受力如下图所示，两端均为固支，将原梯形 分布荷载看成一矩形荷载q1 = qC = 78.5kN和一三角形 荷载q2 = qD - qC = 116.2 - 78.5 = 37.7kN的叠加，由结构 力学可求得：
（五）分段计算连续梁各固定端的弯矩
1. AB段 AB段为悬臂梁 MAB = 0 MBA = 3.3×5×(5/2) + (1/2)×(34.6 - 3.3)×5×(5/3)
= 171.7kN⋅m
2. BC段梁 梁BC段的受力如下图所示，B支点荷载q1 = qB = 34.6kN， C支点荷载q2 = qC = 78.5kN，由结构力学可求得：
q3b [1 6
3 (b)2 ] 5l
将a = 5.5m，b = 0.69m，l = 6.19m，q1 = 116.2kN，q2 = 34.4kN，q3 = 150.6kN代入上式，可以计算得到：MDF = -637 kN⋅m
（六）弯矩分配
1. 背景知识
由结构力学知：
M
μ Ik
μ
k I
M
I
g
M
C kI
（三）绘制基坑支护简图
图3-33 基坑支护简图
图3-34 连续梁计算简图
（四）求各支点的荷载集度（没有考虑c!）
qA
=
qKa=
10×0.33 ___
=
3.3kN/m2
qB = qKa + γ AB K a 3.3 + 19×5×0.33=34.6kN/m2
同理可求：
qC = 78.5kN/m2 qD = 116.2kN/m2 qE = 150.6kN/m2
② 再对C支点进行弯矩分配
MCg ' = MCg + MCDC = (-11) + 96.8 = 86.8 kN⋅m 与其相应的分配弯矩和传递弯矩分别为：
MCBµ = 0.391×86.8 = -33.9 kN⋅m， MCDµ = 0.609×86.8 = -52.7 kN⋅m MDCC = (1/2)×(-52.7) = -2
μ Ik
μ
k I
SIk SI j
以上各式中：MIg是固定端I上的不平衡弯矩；MIk 为会 交于固定端I的第k根杆上的分配弯矩；MkIC为会交于固 定端I的第k根杆上另一端的弯矩，称为传递弯矩；Ik 为会交于固定端I的第k根杆上的弯矩分配系数；CI k称 为传递系数；SIk称为劲度系数。
在等截面杆件的情况下，各杆的劲度系数和传递
M CD
q1 l 2 12
q2 l 2 30
78.5 62
12
37.7 62
30
-280.7 kN⋅m
M DC
q1 l 2 12
q2 l 2 20
78.5 62 12
37.7 62 20
303.4 kN⋅m
4. DEF段梁
DEF 段梁如下图所示，D 端固定，F 点为零弯矩点， 简支。将原多边形分布荷载看成一个矩形分布荷载和 两个三角形分布荷载的叠加。
q1 = qD = 116.2kN，q2 = 150.6 - 116.2 = 34.4kN，q3 = 150.6kN 。 从 《 建 筑 结 构 静 力 计 算 手 册 》P162 、 P164 、 P166可以查得：
M DF
q1a 2 8
(2
a)2 l
q2 a 2 24
[8 9 a l
12 ( a )2 ] 5l
2. 求分配系数
固端C：SCB = 3iCB = (3/7)EI，SCD = 4iCD = (4/6)EI = (2/3)EI，
S CI = SCB+ SCD= (23/21)EI
μCB
(3 /
7)
(23 /
21)
3 7
21 23
9 23
= 0.391
µCD = 1 - µCB = 1-0.391 = 0.609
上述各次计算结果可以用下表清晰表达：
表3-4
B
C
D
F
分配系数
0.391 0.609
0.58 0.42
固端弯矩
171.8 -171.8 +269 -280.4 +303.4 -637
D一次分配传递 C一次分配传递 D二次分配传递 C二次分配传递 D三次分配
最后杆端弯矩 （近似）
-33.9 -3.0
MDCµ
=
-
µ
C D
MDg
=
-
0.58
×
(-333.6)
=
+193.5
kN⋅m
MDF
µ
=
-
µ
F D
MDg
=
-
0.42
×
(-333.6)
=
+140.1
kN⋅m
由于C点是固支，MDCµ 将对其产生传递弯矩：
MCDC = CDCMDCµ = 0.5 × 193.5 = 96.8kN⋅m
而F点是简支， MDFµ 不会对其产生传递弯矩。
此时，C点达到了基本平衡，D点又有了新的不平衡弯 矩 MDg ' = MDCC = -26.4 kN⋅m，不过已经小于原先的不 平衡弯矩。按照完全相同的步骤，继续依次在结点C和 D消去不平衡弯矩，则不平衡弯矩将越来越小。经过若 干次同样的计算以后，到传递力矩小到可以忽略不计 时，便可停止进行。此时，挡土桩墙已非常接近其真 实平衡状态。
系数如下：
远端为固定支座时：
SIk = 4iIk， CIk = 1/2 = 0.5
远端为铰支座时：
SIk = 3iIk， CIk = 0
其中iIk = EI/lIk，并称为杆件的线刚度。 在前面的分段计算中得到的固定端C、D的弯矩不能相 互平衡，需要继续用刚刚介绍的弯矩分配法来平衡支
点C、D的弯矩。