边坡稳定分析与验算总结
常用的边坡稳定性分析方法

常用的边坡稳定性分析方法第一节概述 (1)一、无粘性土坡稳定分析 (1)二、粘性土坡的稳定分析 (1)三、边坡稳定分析的总应力法和有效应力法 (1)四、土坡稳定分析讨论 (1)第二节基本概念与基本原理 (1)一、基本概念 (1)二、基本规律与基本原理 (2)(一)土坡失稳原因分析 (2)(二)无粘性土坡稳定性分析 (3)(三)粘性土坡稳定性分析 (3)(四)边坡稳定分析的总应力法和有效应力法 (7)(五)土坡稳定分析的几个问题讨论 (8)三、基本方法 (9)(一)确定最危险滑动面圆心的方法 (9)(二)复合滑动面土坡稳定分析方法 (9)常用的边坡稳定性分析方法土坡就是具有倾斜坡面的土体。
土坡有天然土坡,也有人工土坡。
天然土坡是由于地质作用自然形成的土坡,如山坡、江河的岸坡等;人工土坡是经过人工挖、填的土工建筑物,如基坑、渠道、土坝、路堤等的边坡。
本章主要学习目前常用的边坡稳定分析方法,学习要点也是与土的抗剪强度有关的问题。
第一节概述学习土坡的类型及常见的滑坡现象。
一、无粘性土坡稳定分析学习两种情况下(全干或全淹没情况、有渗透情况)无粘性土坡稳定分析方法。
要求掌握无粘性土坡稳定安全系数的定义及推导过程,坡面有顺坡渗流作用下与全干或全淹没情况相比无粘性土土坡的稳定安全系数有何联系。
二、粘性土坡的稳定分析学习其整体圆弧法、瑞典条分法、毕肖甫法、普遍条分法、有限元法等方法在粘性土稳定分析中的应用。
要求掌握圆弧法进行土坡稳定分析及几种特殊条件下土坡稳定分析计算。
三、边坡稳定分析的总应力法和有效应力法学习稳定渗流期、施工期、地震期边坡稳定分析方法。
四、土坡稳定分析讨论学习讨论三个问题:土坡稳定分析中计算方法问题、强度指标的选用问题和容许安全系数问题。
第二节基本概念与基本原理一、基本概念1 •天然土坡(naturalsoilslope):由长期自然地质营力作用形成的土坡,称为天然土坡。
2 .人工土坡(artificialsoilslope):人工挖方或填方形成的土坡,称为人工土3 •滑坡(landslide): 土坡中一部分土体对另一部分土体产生相对位移,以至丧失原有稳定性的现象。
边坡整体稳定性验算书

验算条件说明一、边坡段选取1、因Ⅰ-Ⅱ和Ⅱ-Ⅲ段边坡为顺向坡---斜向破,经顺层清方后,边坡的可能破坏模式为边坡沿着强风化与中风化界面滑动,经验算边坡为稳定边坡(详见地勘报告),不再验算。
2、Ⅲ-Ⅳ段边坡为切向坡,边坡的可能破坏模式为边坡沿岩层面(视倾角31°)产生滑移破坏。
经验算边坡为不稳定边坡(详见地勘报告),在此对原设计作支护后的整体稳定性验算。
二、参数选取说明1、对于Ⅰ-Ⅱ、Ⅱ-Ⅲ和Ⅲ-Ⅳ段边坡破坏模式为边坡沿着强风化与中风化界面滑动时,选取强风化泥岩指标验算,即强风化泥岩:f a=200kPa;γ=21.30kN/m3;c k=80kPa,φk =20°;2、对于Ⅲ-Ⅳ段边坡破坏模式为边坡沿岩层层面滑动时,选取软弱结构面(泥岩层面)指标验算,即软弱结构面:c k=25kPa ,φk =13°。
3、边坡岩体重度选取粉质粘土、强风化泥岩和中风化泥岩的加权平均重度γ=24.1 kN/m3。
4、边坡支护高度为边坡开挖面高度51米,本次边坡验算高度取至坡顶滑体影响区域拉断处。
三、Ⅲ-Ⅳ段边坡支护后稳定性验算计算书计算说明:计算软件为理正6.5版,采用规范《建筑边坡工程技术规范》(GB50330-2013)----------------------------------------------------------------------------计算项目: 平塘加油站C断面(Ⅲ-Ⅳ段)边坡支护后稳定性验算----------------------------------------------------------------------------[ 计算简图 ]----------------------------------------------------------------------------------- [ 计算条件 ]----------------------------------------------------------------------------------- [ 基本参数 ]计算方法:极限平衡法(建坡规范附录A.0.2)计算目标:计算安全系数边坡高度: 60.000(m)结构面倾角: 31.0(°)结构面内摩擦角: 13.0(°)结构面粘聚力: 25.0(kPa)水平外荷载Px(kN): 0.0(kN/m)竖向外荷载Py(kN): 0.0(kN/m)[ 坡线参数 ]坡线段数 13序号水平投影(m) 竖向投影(m) 倾角(°)1 10.000 10.000 45.02 2.000 0.000 0.03 10.000 10.000 45.04 2.000 0.000 0.05 10.000 10.000 45.06 2.000 0.000 0.07 10.000 10.000 45.08 2.000 0.000 0.09 10.000 10.000 45.010 6.450 3.160 26.111 22.760 4.960 12.312 4.970 0.188 2.213 13.730 1.692 7.0[ 岩层参数 ]层数 1序号控制点Y坐标容重锚杆和岩石粘结强度(m) (kN/m3) frb(kPa)1 0.000 24.1 480.0[ 锚杆(索)控制参数 ]锚杆杆体抗拉安全系数: 2.20钢筋与锚固体抗拔安全系数: 2.60交互锚杆钢筋的抗拉强度:是[ 锚杆(索)参数 ]钢筋类型对应关系:d-HPB300,D-HRB335,E-HRB400,F-RRB400,G-HRB500,P-HRBF335,Q-HRBF400,R-HRBF500 锚杆(索)道数 23序号支护类型水平间距竖向间距入射角锚固体直径自由段长度锚固段长度配筋锚筋fy 钢筋与砂浆(m) (m) (°) (mm) (m) (m) (MPa) fb(kPa)1 锚杆 4.000 10.700 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.02 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.03 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.04 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.05 锚索 4.000 1.515 18.0 130 8.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.06 锚索 4.000 2.828 18.0 130 7.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.07 锚索 4.000 2.828 18.0 130 6.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.08 锚索 4.000 2.828 18.0 130 5.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.09 锚杆 3.000 1.510 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.010 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.011 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.012 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.013 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.014 锚索 3.000 1.516 18.0 130 9.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.015 锚索 3.000 2.121 18.0 130 8.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.016 锚索 3.000 2.121 18.0 130 7.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.017 锚索 3.000 2.121 18.0 130 6.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.018 锚索 3.000 2.121 18.0 130 5.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.019 锚杆 3.000 1.515 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.020 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.021 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.022 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.023 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.0----------------------------------------------------------------------[ 计算结果 ]----------------------------------------------------------------------岩体重量: 19147.7(kN)水平外荷载: 0.0(kN)竖向外荷载: 0.0(kN)侧面裂隙水压力: 0.0(kN)底面裂隙水压力: 0.0(kN)第1道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第2道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第3道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第4道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第5道锚杆(索)的抗力: 80.7(kN)第6道锚杆(索)的抗力: 86.0(kN)第7道锚杆(索)的抗力: 91.3(kN)第8道锚杆(索)的抗力: 96.6(kN)第9道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第10道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第11道锚杆(索)的抗力: 0.0(kN)第12道锚杆(索)的抗力: 11.7(kN)第13道锚杆(索)的抗力: 31.6(kN)第14道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第15道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第16道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第17道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第18道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第19道锚杆(索)的抗力: 83.0(kN)第20道锚杆(索)的抗力: 102.9(kN)第21道锚杆(索)的抗力: 122.7(kN)第22道锚杆(索)的抗力: 142.6(kN)第23道锚杆(索)的抗力: 162.5(kN)结构面上正压力: 18139.3(kN)总下滑力: 8391.3(kN)总抗滑力: 7054.6(kN)安全系数: 0.841加长未进入滑体的锚杆(索)----------------------------------------------------------------------------------- 计算项目: 平塘加油站C断面(Ⅲ-Ⅳ段)边坡支护后稳定性验算----------------------------------------------------------------------------------- [ 计算简图 ]----------------------------------------------------------------------[ 计算条件 ]----------------------------------------------------------------------[ 基本参数 ]计算方法:极限平衡法(建坡规范附录A.0.2)计算目标:计算安全系数边坡高度: 60.000(m)结构面倾角: 31.0(°)结构面内摩擦角: 13.0(°)结构面粘聚力: 25.0(kPa)水平外荷载Px(kN): 0.0(kN/m)竖向外荷载Py(kN): 0.0(kN/m)[ 坡线参数 ]坡线段数 13序号水平投影(m) 竖向投影(m) 倾角(°)1 10.000 10.000 45.02 2.000 0.000 0.03 10.000 10.000 45.04 2.000 0.000 0.05 10.000 10.000 45.06 2.000 0.000 0.07 10.000 10.000 45.08 2.000 0.000 0.09 10.000 10.000 45.010 6.450 3.160 26.111 22.760 4.960 12.312 4.970 0.188 2.213 13.730 1.692 7.0[ 岩层参数 ]层数 1序号控制点Y坐标容重锚杆和岩石粘结强度(m) (kN/m3) frb(kPa)1 0.000 24.1 480.0[ 锚杆(索)控制参数 ]锚杆杆体抗拉安全系数: 2.20钢筋与锚固体抗拔安全系数: 2.60交互锚杆钢筋的抗拉强度:是[ 锚杆(索)参数 ]钢筋类型对应关系:d-HPB300,D-HRB335,E-HRB400,F-RRB400,G-HRB500,P-HRBF335,Q-HRBF400,R-HRBF500锚杆(索)道数 23序号支护类型水平间距竖向间距入射角锚固体直径自由段长度锚固段长度配筋锚筋fy 钢筋与砂浆(m) (m) (°) (mm) (m) (m) (MPa) fb(kPa)1 锚杆 4.000 10.700 20.0 110 0.000 26.000 1F32 480.0 3400.02 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 25.000 1F32 480.0 3400.03 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 24.000 1F32 480.03400.04 锚杆 4.000 2.828 20.0 110 0.000 23.000 1F32 480.0 3400.05 锚索 4.000 1.515 18.0 130 14.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.06 锚索 4.000 2.828 18.0 130 13.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.07 锚索 4.000 2.828 18.0 130 12.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.08 锚索 4.000 2.828 18.0 130 11.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.09 锚杆 3.000 1.510 20.0 110 0.000 20.000 1F32 480.0 3400.010 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 19.000 1F32 480.0 3400.011 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 18.000 1F32 480.0 3400.012 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 17.000 1F32 480.0 3400.013 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 16.000 1F32 480.0 3400.014 锚索 3.000 1.516 18.0 130 9.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.015 锚索 3.000 2.121 18.0 130 8.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.016 锚索 3.000 2.121 18.0 130 7.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.017 锚索 3.000 2.121 18.0 130 6.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.018 锚索 3.000 2.121 18.0 130 5.000 10.000 6s15.2 480.0 3400.019 锚杆 3.000 1.515 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.020 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.021 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.022 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.023 锚杆 3.000 2.121 20.0 110 0.000 8.000 1F32 480.0 3400.0----------------------------------------------------------------------[ 计算结果 ]----------------------------------------------------------------------岩体重量: 19147.7(kN)水平外荷载: 0.0(kN)竖向外荷载: 0.0(kN)侧面裂隙水压力: 0.0(kN)底面裂隙水压力: 0.0(kN)第1道锚杆(索)的抗力: 153.1(kN)第2道锚杆(索)的抗力: 157.0(kN)第3道锚杆(索)的抗力: 160.9(kN)第4道锚杆(索)的抗力: 164.8(kN)第5道锚杆(索)的抗力: 188.5(kN)第6道锚杆(索)的抗力: 188.5(kN)第7道锚杆(索)的抗力: 188.5(kN)第8道锚杆(索)的抗力: 188.5(kN)第9道锚杆(索)的抗力: 207.3(kN)第10道锚杆(索)的抗力: 205.9(kN)第11道锚杆(索)的抗力: 204.5(kN)第12道锚杆(索)的抗力: 203.1(kN)第13道锚杆(索)的抗力: 201.7(kN)第14道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第15道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第16道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第17道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第18道锚杆(索)的抗力: 251.3(kN)第19道锚杆(索)的抗力: 83.0(kN)第20道锚杆(索)的抗力: 102.9(kN)第21道锚杆(索)的抗力: 122.7(kN)第22道锚杆(索)的抗力: 142.6(kN)第23道锚杆(索)的抗力: 162.5(kN)结构面上正压力: 19696.0(kN)总下滑力: 7112.8(kN)总抗滑力: 7414.0(kN)安全系数: 1.042。
露天煤矿边坡稳定性验算

xxxxxxxxx公司露天煤矿边坡稳定性验算编制:审核:批准:二〇二〇年五月边坡稳定性验算按照《煤矿安全生产标准化基本要求及评分办法》的相关规定,xxxxx公司采运部技术人员于2020年5月初对露天煤矿进行边坡稳定性验算。
以2020年4月底现状为基础,对露天煤矿工作帮、内排土场、西南排土场、东一排土场、非工作帮的边坡进行验算。
一、露天煤矿边坡现状介绍xxxxx煤矿目前形成的边坡包括工作帮、内排土场、西南排土场、东一排土场、非工作帮。
工作帮:目前工作帮平均长度为 1.8km,工作帮年推进度较大,边坡暴露时间较短。
黄土台阶高度为8m,台阶坡面角为65°;岩石台阶和煤台阶高度为16m,台阶坡面角为70°。
上部台阶主要为第四系黄土、风积沙和第三系钙质红土,下部台阶主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和粗砂岩,地质结构简单。
内排土场:内排土场形成标高为1048、1080、1112、1128、1144、1160、1176、1192八个排土台阶,内排土场台阶坡面角为33°,岩性大致为下部岩石上部黄土。
内排土场单台阶平盘较宽,总体边坡角较缓。
西南排土场:西南排土场北侧紧邻罐子沟煤矿工业场地,南侧紧邻采场,边坡稳定至关重要。
西南排土场最高标高为1280m,单台阶高度为20m,台阶坡面角为33°。
影响西南排土场边坡稳定的主要因素为地表水以及渗入排弃土岩中的大气降水。
东一排土场:2015年东一排土场已排土到界,东一排土场北侧紧邻油库、炸药库,西南侧靠近罐子沟河道(黄河重要支流)。
东一排土场最高标高为1235m,单台阶高度为20m,台阶坡面角为33°。
影响东一排土场边坡稳定的主要因素为地表水以及渗入排弃土岩中的大气降水。
非工作帮:非工作帮为首采区拉沟位置处,服务于整个首采区开采期内,边坡暴露时间十几年。
目前使用的罐子沟排洪渠位于非工作帮南侧,非工作帮边坡管理意义重大。
二、露天煤矿剖面选取在首采区工作帮、内排土场、西南排土场及东一排土场布设了20个稳定分析剖面。
边坡稳定性分析评价

边坡稳定性分析评价第一节矿田工程地质条件一、矿田位置及自然条件(一)煤田概况及矿田位置神伊露天煤矿(原神伊露天煤矿(原小柳塔煤矿)),位于东胜煤田准格尔召——新庙详查区的西缘。
行政区划隶属于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗乌兰木伦镇。
具体位置在乌兰木伦河东岸、紧邻包神铁路巴图塔站。
本矿田长1.581km,宽0.762km,面积1.0888km2,其地理坐标为:东经:110°04′25″~110°05′30″;北纬:39°27′58″~ 39°28′50″。
2008年9月17日内蒙古自治区国土资源厅颁发的《采矿许可证》证号为1500000730534,批准的矿区范围由4个拐点圈定,开采深度:1184m~1169m。
根据矿产资源储量评审备案证明(内国土资储备字〔2004〕319号),煤层实际赋存标高为1146m~1063m。
《采矿许可证》中批准的开采深度有误,建议向国土资源管理部门申请调整开采标高。
矿田境界拐点坐标表表1-1-1(二)交通矿田位于包神铁路巴图塔站南约1.5km,北距乌兰木伦煤矿生活区1.2km,南距乌兰木伦镇约30km。
从本矿向南2km 可至巴苏公路,经巴苏公路12.3km与包府公路相接;向西可经阿大公路至伊旗政府所在地阿镇。
交通较为便利。
矿区交通位置见图1-1-1。
二、矿田开发历史及现状神伊露天煤矿(原小柳塔煤矿)始建于1993年,1994年正式投产,建有一对主副井。
主副井落入2-2中煤层底板后建井底车场。
原计划先采2-1中煤层,因掘进中发现煤层厚度仅1.20m,且第四系散松冲积层厚度超过22m,含水极易坍塌,2-1中顶板及上覆直罗组厚度小于20m,其中砂岩为泥质胶结也较疏松,泥岩遇水易软化,考虑到安全生产,2-1中煤层一直未开采,将井筒直接送至2-2中煤层。
现2-2中煤层矿田东部采空,其上部2-2中煤层煤层只进行了小范围的开采,现位于2-2中煤层采空区上部的2-2上煤层因处于蹬空而不能进行开采。
路基边坡稳定性分析图文.pptx

BL
式中 n—横向分布车数,取车道数; G—车辆重力; —填料容重; L—车辆纵向分布长度(前后轮外侧); B—车辆分布宽度。
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车辆纵向分布长度(前后轮外侧)
汽车-10、15级重车,G=150、200kN,L=4.2m,用于四级公路计算 汽车-20级重车,G=300kN,L=5.6m,用于一、二、三级公路计算 汽车超-20级重车,G=550kN,L=13m,用于高速公路计算 履带车-50,G=500kN,L=4.5m;挂车-80、100、120,L=6.6m。
到指向土体内部的动水压力作用,增加了路堤的稳定性。 当水位下降时,其动水压力方向指向土体外面,剧烈
地破坏边坡的稳定性,并可能产生边坡凸起或滑坡现象。
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一、动水压力的作用和计算
1 浸水路堤的特点 建筑在桥头引道,河滩及河流沿岸,受到季节性或
长期浸水的路堤,称为浸水路堤。 (1)稳定性受水位降落的影响 当水位上涨时,土体除承受向上的浮力外,土粒还受
E T R Q sin 1 (Q cos tan cL)
K
K
※当验算设得下滑力E为零或负值时,此路堤可认为 是稳定的即: E≤0路堤稳定
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2、折线滑动面稳定性验算 步骤: ①将折线划分为几个直线段路堤按各直线划分为若干块土体 ②从上侧山坡到下侧山坡,逐块计算每块沿滑动面的下滑力 ③最后一块土体下滑力大于零不稳定,小于或等于零稳
Si
Wi
xi R
Qi
zi R
Ks
(cili Ni fi ) Si
Ks
(cili Ni fi )
(wi
xi R
Q
zi ) R
边坡的稳定分析及设计

第一章前言一、路基概述1、路基的基本形式路基的组成路基本体:该病害点为路堑,包括路肩、基床、边坡、基底。
排水设备:地面排水沟、侧沟、急流糟。
2、路基的组成路基本体:该病害点为路堑,包括路肩、基床、边坡、基底。
排水设备:地面排水沟、侧沟、急流糟。
3、路基的性质特点路基主要由松散的土具有足够的强度、具有足够的水温稳定性、具有足够的整体稳定性,公路土的分类和工程性质:砂土、砂性土、粉性土、粘性土、重粘土,路基干湿。
类型和填土高度:路基干湿类型、路基最小填土高度,路基的变形和破坏:路堤变形:沉陷、溜塌、滑坡、路堤下滑、坍散。
路堑变形:溜塌、滑坡、碎落和崩塌。
二、路基主要技术标准路基主要技术标准:总的来说,根据路基的性质为了控制路基的质量,路基主要技术标准保证路基有足够的坚固性、稳定性和耐久性,需要在设计、施工和养护维修方面制定反映路基质量的技术标准。
这些技术标准体现为各种相应的技术规范(或规程)。
涉及的内容包括路肩高程、路基面形状和宽度、基床、路堤、路堑、路基排水、路基防护和改建与增建第二线路基等。
达到路基标准需要考虑的因素:(1)路基结构的受力及变形要求主要考虑: 在列车荷载作用下, 路基表层最大动应力和动变形值, 在列车荷载作用下, 路基表层最大动应力和动变形值, 以及经地基处理后满足铁路路基平顺性要求的路基工后沉降值. 地基处理后满足铁路路基平顺性要求的路基工后沉降值.(2)路基结构形式及尺寸要求主要考虑: 路基表层,路基底层,路基本体, 路基表层,路基底层,路基本体,路肩等部分组成的路基断面形式.以及路基结构厚度,路基宽度,路肩宽度,边坡坡度等尺寸. 形式.以及路基结构厚度,路基宽度,路肩宽度,边坡坡度等尺寸.(3)路基填筑材料类型要求主要考虑:对路基不同结构部位填筑材料的要求,如级配碎石, 土及改良土等. 料的要求,如级配碎石,A, B ,C 组土及改良土等.(4)路基压实度要达到标准要求等。
南岭山区雨雪冰冻期间公路路堑边坡溜坍原因分析与稳定性验算方法

南岭 山区雨雪冰冻期间公路路堑边 坡溜坍原 因分析与稳定性验算方法
口文 / 仕顺 刘 吕建 兵
摘 要 :本文 对 20 年 南岭 地 区遭 受到雨 雪冰冻 灾 害影 响而 导致 的山 区路 堑 高边坡 表层 溜坍 的主 要原 因及 影响 因 08 素进行 了分析 , 出了对雨 雪冰 冻 灾害诱发 的 高路堑 边坡 表层 溜坍 处 治设计 时 的稳 定性验 算 的必要 性 , 提 并对验 算 方
导叶接 力器 全行程 关 闭时间调整 范 围: ~ 0 可 调 ; 6 4s
导叶接 力器 全行程 开启 时间调整 范 围: ~ 0 可调 ; 6 4s 中间接 力器全 行程 开启/ 闭时 间: ~ ± .s 关 4 l 05 ;
6 总 结
通 过对 水 口 电厂 # 机 调速 器 机柜 国产 化 的 改造 , 1 不 但消 除 了机 组 的不 安全 因素 ,也取 得预 期 的效 果 , 节 省 了大量 的外 汇 ,对 调速器 机柜 今后 的维 护和 改进 , 打
望边圾滑塌穗. 墟舁是很伺必妥阴。 堑边坡滑塌稳定性验算是很有必要的。 疋l
2 冰冻地 区路堑 边坡溜坍 的表现 形式 与原
因分 析
雨雪 冰 冻地 区路 堑 边坡 溜 坍 的 表现 形 式 主 要有 以
下三 种 , 图 1 如 所示 。
砂 岩地 段 、 中部 风 化 灰岩 地段 及 南端 泥 岩 、 岩 的边 坡 页 出现较严 重的坍 塌现象 。 过 3 4月 雨雪冰 冻灾 害结束 通  ̄ 后 不久 的 病害 调 查发 现 , 受雨 雪 冰冻 灾 害影 响 后 , 该路 段 一部分 坡面 鼓起 开裂 现象 比较严 重 , 其是 浆砌 片石 尤
第三章--边坡稳定性分析

验算方法
⑴ 将土体按地面变
T1
坡点垂直分块后自 α1 W 1 N1
上而下分别计算各 E1
τ1
土块的剩余下滑力.
α1 α2
E2
T2
W2 N2
τ2
E1 α1
⑵自第二块开始, 均需计入上一条块剩余下滑力对本条块的作用 把其当作作用于本块的外力,方向平行于上一块土体滑动面。
⑶Ei计算的结果若出现负值,计算Ei+1时,公式中Ei以零值代入。
cL
N
A ω θ Ntgφ W
H
K f G cos cL G sin
10
二、解析法
D B
θ
K f G cos cL G sin
H
1:m T
cL
N
A ω θ Ntgφ W
因G HL sin( )则
K
f
2
ctg
sin
2c
H
sin(
sin ) sin
令 0
2c
H
K ( f 0 )ctg
②土的极限平衡状态只在破裂面上达到,破裂面的位置要 通过计算才能确定。
力学分析法主要包括:圆弧滑动面法、平面滑动面法、 传递系数法等。
8
§ 3.2 直线滑动面的边坡稳定性计算
K min K
一、试算法
T
KR T
θ ω
N W
K W cos tan cL W sin
纯净砂类土 c = 0,则
15
◆ 计算稳定系数
①切向力
o
Ti x Qi sin i
R
'
i
i'
10 1:m2
E
98
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鄂尔多斯市乌兰煤炭集团有限责任公司满来梁露天煤矿边坡稳定分析与验算第一章矿田概况及工程地质第一节矿田概况一、矿田位置及自然条件(一)煤田概况及矿田位置满来梁煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内,行政区划隶属伊金霍洛旗新庙镇。
具体位置在特拉不拉沟以南、束会川以西的满来村一带。
其地理坐标为:东经:110°15′53″~110°18′38″,北纬:39°27′46″~39°29′16″。
(二)交通露天矿西距包府公路6km,北距109国道9km,西北距东胜区约12km。
东胜区是鄂尔多斯市重要的交通枢纽,东西向有109国道,南北向有210国道、包府公路及包神铁路通过,交通干线四通八达,较为便利。
详见交通位置图。
矿区交通位置见图1-1-1。
清水河县托克托县准格尔旗河曲县偏关县土默特右旗土默特左旗包头市东河达拉特旗东胜市和林格尔县呼和浩特市内 蒙 古 自 治 区伊金霍洛旗新街镇山西省陕西省包白铁路黄河呼包公路京包铁路公曹公路包府公路包神铁路呼大公路呼清公路丰准铁路公积板薛家湾镇109 国 道准东铁路沙沙圪台(集装站)巴图塔大柳塔纳林塔新庙乡羊市塔乡黄河曹羊公路沙圪堵4500445044004350比例尺 1:125万准格尔煤田东胜煤田110国道黄河大路峁乡包东 高速图1-3450044504400435037350374003745037500375503735037400374503750037550交通图1-1-1二、矿田开发历史及现状满来梁煤矿始建于1992年, 1993年正式投产,矿井当前已开拓Ⅳ—2煤层。
原设计生产能力为9万t/a,煤矿主井口坐标为X=4372327,Y=37436773,H=1280.77;副井口坐标为X= 4372307,Y= 37436774,H=1282.10。
该煤矿为平硐开拓,长壁后退式采煤。
采掘时主要巷道及井田边界两侧留设20m保安煤柱,采区为煤层自然支护,电灯照明、机械通风、放炮落煤,以矿车自卸车运煤至工业广场。
满来梁煤矿扩界后井田面积7.9044km2。
煤矿现主采的Ⅳ—2煤层平均厚度3.95m,顶板为细粒砂岩,底板为砂质泥岩及泥质粉砂岩。
矿井在正常生产时涌水量为15m3/h,未发生过瓦斯爆炸、冒顶、底鼓等事故,水文地质及其它开采技术条件属简单类型。
三、矿田所在地经济发展状况区域内人口稀少,居民居住分散,劳动力贫乏,地方经济以种植业为主,畜牧业、养殖业为辅,自然条件差,经济基础较薄弱。
近几年随着乡镇工业的发展及煤矿开发,使当地投资环境有所改善,道路及电力设施已初具规模,为当地经济发展起到了推动作用。
四、建材供应状况露天矿建设所需的钢材、木材、水泥以及砖瓦石料等建材,需全部由鄂尔多斯市调入。
第二节地形地貌、水文气象一、自然条件1、地貌及水文(1) 地貌矿田地形总体为西高东低,最高点位于矿区西部,海拔标高1325m,最低点位于矿区东北特拉不拉沟沟底,海拔标高1197m,最大地形标高差为128m,一般地形海拔标高在1260~1310m之间,高差为50m左右。
区内多形成高原丘陵地形,由于第四系沉积的覆盖,只在矿区北部一带可见基岩露头。
区内植被稀少,属荒漠—半荒漠丘陵地貌特征。
(2)水文位于井田北界外约1km的特拉不拉沟为一条由西向东流水的季节性沟谷,旱季无水,雨季在暴雨过后可形成短暂的洪流,向东流入束会川后,经勃牛川向南汇入陕西省窟野河,最终注入黄河。
2、气象(1)气温矿区属半沙漠、干旱—半干旱高原大陆性气候,阳光辐射强烈,日照丰富。
春季少雨多风,夏季炎热短暂,秋季多雨凉爽,冬季寒冷漫长。
年平均气温6.2℃,最高气温36.6℃,最低气温-29.6℃。
(2)降水年平均降水量350mm,且多集中在7~9三个月内,年平均蒸发量2492.1mm(3)风冬春季节多刮西北风,夏秋季节多刮东南风,平均风速3.2m/s,最大风力8级,最大风速达24m/s。
(4)冻结期冬季寒冷漫长,一般10月份开始结冰,次年四月份解冻,最大冻土深度2.04米。
3、地震根据“中国地震烈度区划图”划分,本区地震动峰值加速度(g)为0.05,地震烈度小于6度。
据调查历史上从未发生过较大的破坏性地震。
第三节矿田地质构造一、矿区地层东胜煤田是以三叠系上统延长组为沉积基底的侏罗纪早、中期沉积含煤建造,主要含煤地层为侏罗系中下统延安组(J1—2y),其沉积基底为三迭系上统延长组(T3y),上覆地层有:侏罗系中统直罗组(J2z)、安定组(J2a);白垩系下统志丹群(K1zh);第三系上新统(N2);第四系上更新统马兰组(Q3m),第四系全新统(Q4)。
其区域地层特征见表3—1-1:东胜煤田区域地层表。
东胜煤田区域地层表表3-1-1系统组厚度(m)最大~最小岩性描述第四系全新统(Q al+pl)0~25 为湖泊相沉积层、冲洪积层和风积层上更新统马兰组(Q3m)0~40浅黄色含砂黄土,含钙质结核,具柱状节理。
不整合于下伏老地层之上。
第三系上新统(N2)0~100上部为红色、土黄色粘土及其胶结疏松的砂质泥岩,下部为灰黄、棕红、绿黄色砂岩、砾岩,夹有砂岩透镜体。
不整合于下伏老地层之上。
东胜煤田区域地层表续表3-1-1系统组厚度(m)最大~最小岩性描述侏罗系︱白垩系上侏罗︱下白垩统(志丹群)东胜组(J3-K2d)40~230浅灰、灰紫、灰黄、黄、紫红色泥岩、粉砂岩、细砂岩、砂砾岩、泥岩、砂岩互层,夹薄层泥质灰岩。
交错层理较发育。
顶部常见一层中粗粒砂岩,含砾,呈厚层状。
伊金霍洛组(J3-K1y)30~80浅灰、灰绿、棕红、灰紫色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩、细砾岩,中夹薄层钙质细砂岩。
斜层理发育,下部常见大型交错层理。
与下伏地层呈不整合接触。
侏罗系中统安定组(J2a)10~80浅灰、灰绿、黄紫褐色泥岩、砂质泥岩、中砂岩。
含钙质结核。
直罗组(J2z)1~278灰白、灰黄、灰绿、紫红色泥岩、砂质泥岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩。
下部夹薄煤层及油页岩,含1煤组。
与下伏地层呈平行不整合。
中下统延安组(J1—2y)78~247灰—灰白色砂岩,深灰色、灰黑色砂质泥岩,泥岩和煤层。
含2、3、4、5、6、7煤组。
与下伏地层呈整合接触。
下统富县组(J1f)110上部为浅黄、灰绿、紫红色泥岩,夹砂岩。
下部以砂岩为主,局部为砂岩与泥岩互层;底部为浅黄色砾岩。
与下伏地层呈平行不整合。
三叠系上统延长组(T3y)35~312黄、灰绿、紫、灰黑色块状中粗砂岩。
夹灰黑、灰绿色泥岩和煤线。
与下伏地层呈平行不整合接触。
下统二马营组(T2er)87~367以灰绿色含砂砾岩、砾岩,紫色泥岩、粉砂岩为主。
满来梁煤矿井田内大部为第四系覆盖,只在北部出露侏罗系中下统延安组基岩,井田北部及东南部边界外围有火烧岩体零星出露。
根据钻孔揭露成果和区域资料整理,区内地层由老至新有:三叠系上统延长组(T3y)、侏罗系中下统延安组(J1—2y)、第四系(Q)。
现将本区地层由老至新分述如下:(一)三叠系上统延长组(T3y)该组地层为含煤建造的沉积基底。
区内仅在钻孔中见到,钻孔揭露厚度5.85~16.48米。
岩性为一套灰绿色粗、中粒长石石英砂岩,局部地段为含砾砂岩,夹灰绿色薄层状砂质泥岩和粉砂岩。
普遍发育有大型板状、槽状交错斜层理,属典型的曲流河沉积体系。
(二)侏罗系中下统延安组(J1—2y)为本区主要含煤地层,在沟谷两侧裸露地表。
岩性组合为一套灰白色、灰色—深灰色粉砂质泥岩、泥岩,中、细粒砂岩、粉砂岩,灰黑色炭质泥岩、煤层组成。
含3~5三个煤组。
根据其沉积旋回特征,将该组地层又划分为三个岩段(J1—2y1、J1—2y2、J1—2y3)。
由于受新生代地质营力的作用,部分地段二、三岩段已被剥蚀。
据钻孔揭露,厚度54.73~164.44m,平均131.96米。
与下伏延长组呈平行不整合接触。
(三)第四系(Q)按其成因,可划分为冲洪积物(Q4al+pl)和残坡积物(Q3-4)。
冲洪积物分布枝状沟谷的底部,由季节性洪积砂、砾石和少量冲洪积细砂、粘土混杂堆积物构成,只分布在区内北部一带。
残坡积物(Q3-4)在区内广泛分布,由残积的砾石坡积的砂和粘土组成。
主要出露在本区的西南侧,为土黄色粘土、砂质泥岩、黄绿色砂岩、砾岩。
二、构造满来梁煤矿位于东胜煤田准格尔召—新庙详查区的东南部,其基本构造形态与东胜煤田一致,为一向西南倾斜的单斜构造,倾角1°~3°,区内无断裂和较大的褶曲构造,但发育有宽缓的波状起伏,无岩浆岩侵入。
地质构造属简单类型。
四、火烧岩该区火烧岩主要分布在井田北部和东部边界外围个别地段的沟谷两侧,沿煤层露头呈条带状分布。
火烧岩主要是由于Ⅲ—2煤层和Ⅳ—2煤层沿露头自燃烘烤顶板岩石而形成的。
据地表观察,火烧岩颜色为浅红、紫红色或紫色,质地坚硬且裂隙发育。
火烧程度低者仍保持原岩的层理构造,火烧程度较重者形成炉渣状岩块。
造成本区煤层自燃原因尚多,但主要原因是由于本区煤的燃点低,煤中挥发分含量高,易氧化,属易自燃煤。
此外,煤层沿沟谷两侧裸露,上部覆盖层较薄有利于供氧,在长期日光照射下热能聚集而引起自燃。
第四节水文地质特征一、区域水文地质特征(一)区域概况东胜煤田位于鄂尔多斯高原东北部,海拔标高1200—1400米,地形中部高,南北两侧逐渐降低。
沿泊尔江海—东胜—潮脑梁一带地形较高,海拔标高1400—1500米,构成区域性地表分水岭,俗称“东胜梁”。
煤田内地形切割强裂,沟谷纵模,具侵蚀性丘陵地貌特征。
“东胜梁”南侧主要沟谷有乌兰木伦河、勃牛川等,其北侧主要沟谷有罕台川、哈什拉川、西柳河等,这些沟谷均属黄河流域水系。
除个别大的沟谷具较小的常年性地表迳流外,一般均为季节性流水沟谷,旱季干涸无水,雨季暴雨后可形成洪流,水量较大,历时短暂,雨后数小时即近于干涸。
根据地下水的赋存条件和水力性质,煤田内的含水岩组可划分为两大类:新生界松散岩类孔隙潜水含水岩组和中生界碎屑岩类孔隙、裂隙潜水—承压水含水岩组。
(二)区域水文地质特征矿区地处干旱的半沙漠地带,无常年地表迳流,仅在雨季时,矿区北部的特拉不拉沟可形成短暂的洪流,向东流入束会川,经勃牛川汇入陕西省窟野河,最终注入黄河。
矿区内西部高,东部低,大面积被第四系风积砂覆盖,仅在北部有延安组出露。
据原报告资料:矿区含水岩组依据其赋存条件及水力性质不同,划分为两类:松散岩类孔隙潜水含水岩组和碎屑岩类孔隙、裂隙潜水—承压水含水岩组,现分述如下:(一)松散岩类孔隙、潜水含水岩组该含水岩组,岩性以风积砂、冲洪积物、砂砾石层为主,厚度0—16.84米。
据详查报告资料,水位埋深2米左右,泉水流量1—13升/秒,最大流量52.8升/秒,渗透系数3.433米/天,为低矿化度的HCO3—Ca型水。