危岩体计算模板
危岩清理安全技术交底模板
一、交底对象全体参与危岩清理作业的施工人员、管理人员及监理人员。
二、交底时间[具体时间]三、交底地点[具体地点]四、交底内容1. 工程概况（1）项目名称：[项目名称]（2）工程地点：[工程地点]（3）工程规模：[工程规模]（4）工程概况：[简要工程概况]2. 危岩清理作业安全风险分析（1）危岩体滑移风险：[具体描述]（2）高空坠落风险：[具体描述]（3）爆破作业风险：[具体描述]（4）机械伤害风险：[具体描述]（5）火灾爆炸风险：[具体描述]3. 安全防护措施（1）个人防护：施工人员必须佩戴安全帽、安全带、防尘口罩等个人防护用品。
（2）现场安全设施：设置安全警示标志、安全通道、安全防护栏等。
（3）高空作业：使用高空作业平台、安全绳等设备，确保作业人员安全。
（4）爆破作业：严格遵守爆破作业规程，设置安全距离，确保周围人员安全。
（5）机械作业：确保机械设备运行正常，操作人员熟悉操作规程。
4. 安全操作规程（1）作业人员必须接受专业培训，掌握危岩清理作业安全知识。
（2）作业前应进行现场安全检查，确认安全后方可开始作业。
（3）作业过程中，必须遵守安全操作规程，严禁违章作业。
（4）发现安全隐患，应立即停止作业，报告项目负责人，并采取相应措施。
（5）作业结束后，应清理现场，确保无安全隐患。
5. 应急预案（1）发生人员伤亡事故，立即启动应急预案，采取紧急救援措施。
（2）报告相关部门，配合事故调查。
（3）做好事故现场保护工作，防止事故扩大。
6. 安全检查与考核（1）项目负责人定期对施工现场进行安全检查，确保安全措施落实到位。
（2）对违反安全规定的行为，严肃处理，确保安全生产。
五、交底要求1. 施工人员、管理人员及监理人员认真听取交底内容，确保理解并掌握安全操作规程。
2. 施工过程中，严格执行安全措施，确保安全生产。
3. 对交底内容有疑问，应及时提出，由项目负责人或专业人员进行解答。
六、交底人[交底人姓名及职务]七、备注1. 本交底内容为模板，具体内容应根据实际工程情况进行调整。
危岩设计案例介绍
图纸的绘制—大样图（标准A3）
暴雨
四、防治工程设计
1.方案比选 方案一：被动防护网＋裂缝填塞； 方案二：清除。
现以下几方面论证来确定推荐方案。
（一）投资金额比选 方案一较方案二少采取清除危岩体的工程量，并且清除危岩后，需处理 斜坡上的孤石，方案二投资金额明显较方案一大（可见投资概算表）。 方案一：工程总投资137.47万元。方案二：工程总投资157.42万元。 （二）施工技术、工期比选 方案一采取被动防护网+裂缝填塞的措施，施工技术成熟，施工工期短， 能达到应急抢险目的；方案二采取爆破清除措施，由于危岩群崖顶十分陡峭， 并且清除危岩时危岩随时可能塌落，施工存在一定的危险性，由于需要设置 临时防护措施，施工工期较方案一长。
现状
暴雨 地震 现状
1.62
1.31 1.18 1.39
稳定
稳定
滑移式
W7
暴雨
地震 现状
1.25
1.17 1.43 1.28 1.16 1.42 1.27 1.25 1.48 1.32 1.24
欠稳定
基本稳定 欠稳定 基本稳定 欠稳定
1.50 1.20 1.50 1.20 1.50
坠落式
W8
暴雨 地震 现状 暴雨 地震 现状
危岩设计案例介绍
——重庆市黔江区濯水镇易家岩危岩群 应急抢险治理工程设计
设计流程
1.阅读地勘资料 2.危岩稳定性分析 3.方案比选 4.防治工程设计 5.绘设计图纸 6.撰写设计说明 7.工程造价计算
一、工程概况
易家岩危岩下方 居住有黔江区濯 水镇乌杨居委12 组34户139人及 省道S209公路通 过危岩群下方。 危岩群地质灾害 防治工程等级为 二级。
图 纸 目 录
危岩稳定性计算.pptx
学海无 涯
β a
θ b
图 4.2－5a 倾到式危岩稳定性计算示意图（后缘岩体抗拉强度控制）
β a
b
图 4.2－5b 倾倒式危岩稳定性计算示意图（由底部岩体抗拉强度控制）
（2） 计算公式 ① 危岩破坏由后缘岩体抗拉强度控制时，按下式计算： 危岩体重心在倾覆点之外时：
K
1 2
f
H 2H
lk sin
——危岩体与基座接触面倾角（°），外倾时取正值，内倾时取负值； ——后缘裂隙倾角（°）。
其它符号意义同前。 ② 当危岩的破坏由底部岩体抗拉强度控制时，按下式计算：
K
1 3
f lk
b2
Wa
Q
h0
V
(1 3
hw
sin
bcos )
（4.2.5）
式中各符号意义同前。
③ 对于孤立具有缓倾软弱结构面的危岩体，后缘无裂隙水压力，其计算时 要考虑风力作用，稳定性按下式计算：
勘查区内主要为滑移式危岩、倾倒式危岩；当软弱结构面倾向山外，上覆盖 体后缘裂隙与软弱结构面贯通，在动水压力和自重力作用下，缓慢向前滑移变形， 形成滑移式危岩，其模式见图(图4.2-1)；当软弱夹层形成岩腔后，上覆盖体重 心发生外移，在动水压力和自重作用下，上覆盖体失去支撑，拉裂破坏向下倾倒， 形成倾倒式危岩(图4.2－2)。
学海无涯
2. 危岩体稳定性计算及评价
1. 计算模型
目前，按照不同的标准，危岩分类系统多样，但是，从工程防治的角度按照 危岩失稳类型进行分类更有价值，可将危岩概化分为滑移式危岩、倾倒式危岩和 坠落式危岩 3 类。计算公式参考重庆市地方标准《地质灾害防治工程勘察规范》 （DB50/143-XXXX）中（30）～（50）计算公式。
危岩防治技术及其设计计算PPT课件
八、设计计算——断裂力学
• 尖端断裂角θ • 岩石联合断裂韧度K
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感谢观看！
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四、设计计算——支撑计算
• 墙撑计算：（摩尔库伦强度准则） 主控结构面抗剪力——墙撑承载力——允许承载力
• 柱撑计算： 原理相同
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五、设计计算——锚固计算
• 非预应力锚固计算（锚杆） • 预应力锚固计算（锚杆及锚索）
1、坠落式危岩 2、滑塌式危岩 3、倾倒式危岩
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六、设计计算——拦挡计算
• 拦石墙计算：
1、冲击力计算 2、墙体厚度计算
• 拦石网计算：
卸荷动能为平动动能与转动动能之和
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七、设计计算——数值模拟
把数值模拟与灾害防治设计相结合的方法应 用到危岩体治理设计中，在应力场、位移场和变 形场中分别分析锚固前后危岩体的状态，得出了 锚固支护之后的危岩体满足稳定性的要求。当然， 这种方法仍存在一定的局限性，但随着岩体力学 及计算机技术的发展，此种方法将有着良好的应 用前景。
一、防治技术——主动防治
危岩锚固技术
危岩裂缝封填
危岩裂缝灌浆
危岩体排水
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危岩体清除） • 森林防护
拦石墙
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二、防治技术——被动防治
拦石栅栏
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森林防护
三、防治技术——多种结合
• 锚固——拦挡结合 • 锚固——支撑结合 • 锚塑法 • 粘合剂
危岩稳定性计算表格-滑移式-倾倒式-坠落式-完整版
后缘裂隙深度（h）（m）
裂隙水高度（裂隙1/3）(hw)（m） 0.00 危岩 的破 后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直 坏由 距离(H)(m) 底部 危岩体重心到倾覆点的水平距离(a)(m) 危岩体与基座接触面倾角(α )（° ） 岩体 危岩体重心到倾覆点的垂直距离(h0)(m) 抗拉 水容重（kN/m） 9.8 强度 岩石质量(W)（kN·m） 0.0 控制 地震水平系数（ζ e） 0.05 地震力（Q)（kN·m） 0.00 危岩抗弯力矩计算系数(ζ ) 后缘 后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直距离 有陡 (H)(m) 倾裂 重心到潜在破坏面的水平距离(a0)（m） 隙的 悬挑 式危 坠 岩 落
后缘 有陡 倾裂 隙的 重心到过潜在破坏面形心的铅垂距离(b0)(m) 悬挑 地震水平系数（ζ e） 0.05 式危 地震力（Q)（kN·m） 0 坠 岩 稳定性系数(K) 落 式 后缘 危岩抗弯力矩计算系数(ζ ) 有陡 危岩体后缘潜在破坏面高度（H0）（m） 倾裂 重心到潜在破坏面的水平距离(a0)（m） 隙的重心到过潜在破坏面形心的铅垂距离(b0)(m) 悬挑 地震水平系数（ζ e） 0.05 式危 地震力（Q)（kN·m） 0 岩 稳定性系数(K)
0 9.8
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抗拉强度标准值(flk)(kPa)
重力加速度(m/s)
后缘裂隙未贯通段下端到倾覆点 之间的水平距离(b)(m) 危岩体与基座接触面倾角(α )（° ） 后缘裂隙倾角(β )（° ）
岩石容重（kN/m） 岩石体积（m³/m） 裂隙水压力（V）（kN·m） 稳定性系数(K)
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Байду номын сангаас
危岩抗拉强度标准值(flk)(kPa)
危岩稳定性计算
目前，按照不同的标准，危岩分类系统多样，但是，从工程防治的角度按照危岩失稳类型进行分类更有价值，可将危岩概化分为滑移式危岩、倾倒式危岩和坠落式危岩3 类。
计算公式参考重庆市地方标准《地质灾害防治工程勘察标准》 〔DB50/143-2003〕中〔30〕～〔50〕计算公式。
勘查区内主要为滑移式危岩、倾倒式危岩；－2)。
图4.2－1 滑移式危岩示意图图4.2－2 倾倒式危岩示意图1、 滑移式危岩体计算 〔1〕 计算模型图4.2－3 滑移式危岩稳定性计算示意图(后缘无陡倾裂隙) 图4.2－4 滑移式危岩稳定性计算示意图(后缘有陡倾裂隙)〔2〕 计算公式① 后缘无陡倾裂隙〔滑面较缓〕时按下式计算(cos sin )sin cos W Q U tg clK W Q θθϕθθ--+=+ 〔4.2.1〕式中：V ——裂隙水压力(kN/m)，221w w h V γ=； w h ——裂隙充水高度(m)，取裂隙深度的1/3。
w γ——取10kN/m 。
Q ——地震力(kN/m)，按公式e Q W ξ=⨯确定，式中地震水平作用系数e ξ取0.05；K ——危岩稳定性系数；c ——后缘裂隙粘聚力标准值(kPa)；当裂隙未贯穿时，取贯穿段和未贯穿段粘聚力标准值按长度加权和加权平均值，未贯穿段粘聚力标准值取岩石粘聚力标准值的0.4倍；φ——后缘裂隙内摩擦角标准值(kPa)；当裂隙未贯穿时，取贯穿段和未贯穿段内摩擦角标准值按长度加权和加权平均值，未贯穿段内摩擦角标准值取岩石内摩擦角标准值的0.95倍；θ——软弱结构面倾角(°)，外倾取正，内倾取负； W ——危岩体自重(kN/m 3)。
② 后缘有陡倾裂隙、滑面缓倾时，滑移式危岩稳定性按下式计算：(cos sin sin )sin cos cos W Q V U tg c lK W Q V θθθφθθθ---+⋅=++ 〔4.2.2〕式中符号同前。
2、 倾倒式危岩计算 〔1〕 计算模型图4.2－5a 倾到式危岩稳定性计算示意图〔后缘岩体抗拉强度操纵〕 图4.2－5b 倾倒式危岩稳定性计算示意图〔由底部岩体抗拉强度操纵〕〔2〕 计算公式① 危岩破坏由后缘岩体抗拉强度操纵时，按下式计算：危岩体重心在倾覆点之外时：012cos()2sin 3sin cos cos()sin 3sin cos lkw HH h bf K h H h bW a Q h V βθββθβθββθ⎡⎤-+-⎢⎥⎣⎦=⎡⎤-⋅+⋅+++-⎢⎥⎣⎦〔4.2.3〕 危岩体重心在倾覆点之内时：012cos()2sin 3sin cos cos()sin 3sin cos lk w H h H h bf W a K h H h bQ h V βθββθβθββθ⎡⎤--⋅⋅+-+⋅⎢⎥⎣⎦=⎡⎤-⋅+++-⎢⎥⎣⎦〔4.2.4〕式中：h ——后缘裂隙深度〔m 〕；w h ——后缘裂隙充水高度〔m 〕；H ——后缘裂隙上端到未贯穿段下端的垂直距离〔m 〕； a ——危岩体重心到倾覆点的水平距离〔m 〕；b ——后缘裂隙未贯穿段下端到倾覆点之间的水平距离〔m 〕； 0h ——危岩体重心到倾覆点的垂直距离(m)；lk f ——危岩体抗拉强度标准值〔kPa 〕，根据岩石抗拉强度标准值乘以0.4的折减系数确定：θ——危岩体与基座接触面倾角〔°〕，外倾时取正值，内倾时取负值；β——后缘裂隙倾角〔°〕。
危岩稳定性计算(2020年整理).pdf
4.2危岩体稳定性计算及评价4.2.1计算模型目前，按照不同的标准，危岩分类系统多样，但是，从工程防治的角度按照危岩失稳类型进行分类更有价值，可将危岩概化分为滑移式危岩、倾倒式危岩和坠落式危岩3 类。
计算公式参考重庆市地方标准《地质灾害防治工程勘察规范》（DB50/143-XXXX）中（30）～（50）计算公式。
勘查区内主要为滑移式危岩、倾倒式危岩；当软弱结构面倾向山外，上覆盖体后缘裂隙与软弱结构面贯通，在动水压力和自重力作用下，缓慢向前滑移变形，形成滑移式危岩，其模式见图(图4.2-1)；当软弱夹层形成岩腔后，上覆盖体重心发生外移，在动水压力和自重作用下，上覆盖体失去支撑，拉裂破坏向下倾倒，形成倾倒式危岩(图4.2－2)。
图4.2－1 滑移式危岩示意图图4.2－2 倾倒式危岩示意图1、滑移式危岩体计算（1）计算模型图4.2－3 滑移式危岩稳定性计算示意图(后缘无陡倾裂隙)图4.2－4 滑移式危岩稳定性计算示意图(后缘有陡倾裂隙)（2） 计算公式① 后缘无陡倾裂隙（滑面较缓）时按下式计算(cos sin )sin cos W Q U tg clK W Q θθϕθθ−−+=+ （4.2.1）式中：V ——裂隙水压力(kN/m)，221w w h V γ=；w h ——裂隙充水高度(m)，取裂隙深度的1/3。
w γ——取10kN/m 。
Q ——地震力(kN/m)，按公式e Q W ξ=⨯确定，式中地震水平作用系数e ξ取0.05；K ——危岩稳定性系数；c ——后缘裂隙粘聚力标准值(kPa)；当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段粘聚力标准值按长度加权和加权平均值，未贯通段粘聚力标准值取岩石粘聚力标准值的0.4倍；φ——后缘裂隙内摩擦角标准值(kPa)；当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段内摩擦角标准值按长度加权和加权平均值，未贯通段内摩擦角标准值取岩石内摩擦角标准值的0.95倍；θ——软弱结构面倾角(°)，外倾取正，内倾取负； W ——危岩体自重(kN/m 3)。
危岩稳定性计算教学内容
危岩稳定性计算4.2危岩体稳定性计算及评价 421计算模型目前，按照不同的标准，危岩分类系统多样，但是，从工程防治的角度按 照危岩失稳类型进行分类更有价值，可将危岩概化分为滑移式危岩、倾倒式危 岩和坠落式危岩3类。
计算公式参考重庆市地方标准《地质灾害防治工程勘察 规范》 （DB50/143-2003）中（30）〜（50）计算公式。
勘查区内主要为滑移式危岩、倾倒式危岩；当软弱结构面倾向山外，上覆 盖体后缘裂隙与软弱结构面贯通，在动水压力和自重力作用下，缓慢向前滑移 变形，形成滑移式危岩，其模式见图（图4.2-1）;当软弱夹层形成岩腔后，上覆 盖体重心发生外移，在动水压力和自重作用下，上覆盖体失去支撑，拉裂破坏 向下倾倒，形成倾倒式危岩（图4.2 — 2）1、滑移式危岩体计算（1）计算模型图4.2 —2倾倒式危岩示意图图4.2 —1滑移式危岩示意图图4.2 - 3滑移式危岩稳定性计算示意图（后缘无陡倾裂隙）危岩后缘图4.2 - 4滑移式危岩稳定性计算示意图（后缘有陡倾裂隙）（2）计算公式①后缘无陡倾裂隙（滑面较缓）时按下式计算(W cos Qsin U )tg clW sin Q cos(4.2.1 )式中：1V ――裂隙水压力（kN/m）, V - w h W ;2h w ――裂隙充水高度（m），取裂隙深度的1/3。
w ——取10kN/m=Q 地震力（kN/m），按公式Q e W确定，式中地震水平作用系数e取0.05 ;c ――后缘裂隙粘聚力标准值(kPa);当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段粘聚力标准值按长度加权和加权平均值，未贯通段粘聚力标准值取岩石粘聚力标准值的0.4倍；――后缘裂隙内摩擦角标准值(kPa);当裂隙未贯通时，取贯通段和未贯通段内摩擦角标准值按长度加权和加权平均值，未贯通段内摩擦角标准值取岩石内摩擦角标准值的0.95倍；——软弱结构面倾角(°，外倾取正，内倾取负；3W ――危岩体自重(kN/m )。
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表3.6-1 W1危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面1计算受力分析图aβαbvGOHhhwh危岩照片岩性变质砂岩基座岩性变质砂岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）861.90～857.42 危岩形态不规则块体块体规模（m）（长×高×厚）3.3×3.75×1.5 危岩体积（m3）18.56主崩方向（°）76°崩塌方式滑移式最大垂直落差(m)136.90m最大水平落距(m)95.67m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为87°∠55°，延伸3～4m，间距0.50～2.00m，张开度20～30mm，裂面粗糙，局部粘土或碎石充填；②组裂隙，产状为200°∠76°，延伸3～5m，间距3.00～4.00m，张开度5～20cm，裂面粗糙，局部粘土或碎石充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：75°∠70°剖面、立面图比例尺：1:10075°51'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：87°∠55°③裂隙LX2产状：200°∠76°④边坡坡向：75°∠70°稳定性定性分析基本稳定稳定性定量分析计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=29.56㎡ Q=34.88 kN/m，α=70°,L=3.35m，h w=2.12m。
计算结果及稳定性分析工况1 F=1.324工况2 F=1.190工况3 F=1.268稳定性综合评价工况1 稳定工况2 欠稳定工况3 基本稳定治理措施建议清除表3.6-2 W2危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面2计算受力分析图aβαbvGOHhhwh危岩照片岩性变质砂岩基座岩性变质砂岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）851.12～848.29 危岩形态不规则柱状块体规模（m）（长×高×厚）3.14×4.31×1.4 危岩体积（m3）8.44主崩方向（°）123°崩塌方式倾倒式(重心在内) 最大垂直落差(m)125.32m最大水平落距(m)60.50m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为130°∠40°，延伸3～8m，间距1.00～5.00m，张开度10～20mm，裂面粗糙，无充填；②组裂隙，产状为200°∠78°，延伸3～5m，间距3.00～4.00m，张开度5～30cm，裂面粗糙，无充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：123°∠55°剖面、立面图比例尺：1:100123°37'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：130°∠40°③裂隙LX2产状：200°∠78°④边坡坡向：123°∠55°稳定性定性分析稳定稳定性定量分析计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=2.77㎡ Q=3.27 kN/m，α=66°，β=80°,f lk=108kPa， H=3.2m，h=3.19m，a=0.58m，b=0.79m,h0=1.61m。
计算结果及稳定性分析工况1 F=10.309工况2 F=1.031工况3 F=7.269稳定性综合评价工况1 稳定工况2 欠稳定工况3 稳定治理措施建议挂网防护、清除表3.6-3 W3危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面3计算受力分析图aβαbvGOHhhwh危岩照片岩性变质砂岩基座岩性绢云砂质千枚岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）528．4～534.0 危岩形态不规则块体规模（m）（长×高×厚）7.84×15.36×8.5 危岩体积（m3）1023.59主崩方向（°）80°崩塌方式倾倒式(重心在内) 最大垂直落差(m)123.25m最大水平落距(m)74.29m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为100°∠46°，延伸15～20m，间距1.50～3.00m，张开度40～100mm，裂面粗糙，局部碎石充填；②组裂隙，产状为35°∠75°，延伸3～15m，间距 3.00～4.00m，张开度0.5～50cm，裂面粗糙，无充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：80°∠74°剖面、立面图比例尺：1:10080°38'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：100°∠46°③裂隙LX2产状：35°∠75°④边坡坡向：80°∠74°稳定性定性分析稳定稳定性定量分析计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=119.16㎡ Q=140.61kN/m，α=7°，β=55°,f lk=108kPa， H=15.36m，h=14.8m，a=1.12m，b=6.68m,h0=8.04m。
计算结果及稳定性分析工况1 F= 27.769工况2 F= 1.107工况3 F= 2.665稳定性综合评价工况1 稳定工况3 稳定治理措施建议嵌补、锚固、主动网、清除表3.6-4 W4危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面4计算受力分析图aβαbvGOHhhwh危岩照片岩性变质砂岩基座岩性绢云砂质千枚岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）849.34～844.0 危岩形态不规则柱状块体规模（m）（长×高×厚）4.03×5.13×1.65 危岩体积（m3）34.11主崩方向（°）79°崩塌方式倾倒式(重心在内) 最大垂直落差(m) 122.08m最大水平落距(m) 73.66m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为93°∠58°，延伸3～8m，间距1.00～5.00m，张开度20～40mm，裂面粗糙，无充填；②组裂隙，产状为200°∠76°，延伸3～12m，间距 3.00～5.00m，张开度0.5～40cm，裂面粗糙，局部碎石充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：79°∠75°剖面、立面图比例尺：1:10079°26'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：93°∠58°③裂隙LX2产状：200°∠76°④边坡坡向：79°∠75°稳定性定性分析基本稳定稳定性定量分析计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=9.77㎡ Q=11.53kN/m，α=56°，β=75°,f lk=108kPa， H=6.5m，h=5.7m，a=1.29m，b=1.62m,h0=2.87m。
计算结果及稳定性分析工况1 F=9.675工况2 F=1.197工况3 F=5.625稳定性综合评价工况2 欠稳定工况3 稳定治理措施建议锚固表3.6-5 W5危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面5计算受力分析图aβαbvGOHhhwh危岩照片岩性变质砂岩基座岩性变质砂岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）839.04～835.95 危岩形态不规则块体块体规模（m）（长×高×厚）1.76×2.63×2.1 危岩体积（m3）9.72主崩方向（°）126°崩塌方式倾倒式(重心在内) 最大垂直落差(m)113.10m最大水平落距(m)111.09m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为200°∠60°，延伸9～15m，间距1.00～2.00m，张开度30～40mm，裂面粗糙，无充填；②组裂隙，产状为120°∠70°，延伸7～12m，间距 2.00～3.00m，张开度25～50cm，裂面粗糙，无充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：126°∠83°剖面、立面图比例尺：1:100126°49'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：200°∠60°③裂隙LX2产状：120°∠70°④边坡坡向：126°∠83°稳定性定性分析基本稳定稳定性定量分析计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=4.14㎡ Q=4.89kN/m，α=19°，β=73°,f lk=108kPa， H=2.17m，h=2.26m，a=0.77m，b=1.4m,h0=1.46m。
计算结果及稳定性工况1 F=2.233工况2 F=1.312分析工况3 F=1.453稳定性综合评价工况1 稳定工况2 欠稳定工况3 基本稳定治理措施建议主动网、嵌补表3.6-6 W6危岩体特征、稳定性评价及整治方案建议说明表位置剖面6计算受力分析图hWHbb02H-h2H-h危岩照片岩性变质砂岩基座岩性绢云砂质千枚岩岩层产状273°∠28°分布高程（m）838.16～828.91 危岩形态不规则柱状块体规模（m）（长×高×厚）4.94×9.25×2.37危岩体积（m3）108.30主崩方向（°）115°崩塌方式坠落式（后缘有陡倾裂缝）最大垂直落差(m)106.66m最大水平落距(m)59.93m控制结构面及其描述①组裂隙，产状为130°∠65°，延伸8～13m，间距2.00～4.00m，张开度20～40mm，裂面粗糙，少量泥质充填；②组裂隙，产状为200°∠86°，延伸6～10m，间距 1.50～2.00m，张开度15～30cm，裂面粗糙，少量泥质充填；③岩层产状：273°∠28°④边坡坡向：115°∠85°剖面、立面图比例尺：1:100115°38'结构面赤平投影分析图NESW1234①岩层产状：273°∠28°②裂隙LX1产状：130°∠65°③裂隙LX2产状：200°∠86°④边坡坡向：115°∠85°稳定性定性分析基本稳定稳定性定量计算参数γ天=23.6kN/m3,γ饱和=23.8kN/m3 ,S=9.87㎡Q=11.15kN/m，a0=1.51m，b0=1.16m,f lk=54kPa， H=7.55m，h=1.09m。