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路基工程第四章路基稳定性分析计算4.1边坡稳定性分析原理4.2直线滑动面的边坡稳定性分析4.3曲线滑动面的边坡稳定性分析4.4软土地基的路基稳定性分析4.5浸水路堤的稳定性分析4.6路基边坡抗震稳定性分析一、边坡稳定原理：力学计算基本方法是分析失稳滑动体沿滑动面上的下滑力T与抗滑力R，按静力平衡原理，取两者之比值为稳定系数K，即K=RT1、假设空间问题—>平面问题（1）通常按平面问题来处理（2）松散的砂性土和砾（石）土在边坡稳定分析时可采用直线破裂法。
（3）粘性土在边坡稳定分析时可采用圆弧破裂面法。
一、边坡稳定原理：⏹一般情况下，对于边坡不高的路基（不超过8.0的土质边坡，不超过12.0m的石质边坡），可按一般路基设计，采用规定的边坡值，不做稳定性分析；⏹地质与水文条件复杂，高填深挖或特殊需要的路基，应进行边坡稳定性分析计算，据此选定合理的边坡及相应的工程技术。
一、边坡稳定原理：边坡稳定分析时，大多采用近似的方法，并假设：（1）不考虑滑动土体本身内应力的分布。
（2）认为平衡状态只在滑动面上达到，滑动土体整体下滑。
（3）极限滑动面位置需要通过试算来确定。
二、边坡稳定性分析的计算参数：（一）土的计算参数：1、对于路堑或天然边坡取：原状土的容重γ，内摩擦角和粘聚力2、对于路堤边坡，应取与现场压实度一致的压实土的试验数据3、边坡由多层土体所构成时（取平均值）c = i=1n c i ℎii=1n ℎitanφ= i=1n ℎi tgφii=1n ℎiγ= i=1n γi ℎii=1n ℎi第一节边坡稳定性分析原理二、边坡稳定性分析的计算参数：（二）边坡稳定性分析边坡的取值：对于折线形、阶梯形边坡：取平均值。
（三）汽车荷载当量换算：边坡稳定分析时，需要将车辆按最不利情况排列，并将车辆的设计荷载换算成当量土柱高，以ℎ0表示：ℎ0=NQγBL式中：N—横向分布的车辆数（为车道数）；Q—每辆重车的重力，kN（标准车辆荷载为550kN）；L—汽车前后轴的总距；B—横向分布车辆轮胎最外缘之间的距离；B=Nb+（N-1）m+d式中：b—后轮轮距，取1.8m；m—相邻两辆车后轮的中心间距，取1.3m；d—轮胎着地宽度，取0.6m；三、边坡稳定性分析方法：一般情况，土质边坡的设计，先按力学分析法进行验算，再以工程地质法予以校核，岩石或碎石土类边坡则主要采用工程地质法，有条件时可以力学分析进行校核。
2022-2023年注册岩土工程师《岩土专业案例》预测试题（答案解析）全文为Word可编辑，若为PDF皆为盗版，请谨慎购买！第壹卷一.综合考点题库(共50题)1.某取土器管靴外径及取土管外径均为108mm，管靴刃口内径为102mm，取土管内径为103mm，据《岩土工程勘察规范》（GB 50021—2001）以下说法中正确的是（）。
A.该取土器技术参数符合厚壁取土器要求B.该取土器技术参数符合中厚壁取土器要求C.该取土器技术参数符合敞口自由活塞取土器要求D.该取土器技术参数符合固定活塞取土器要求正确答案：D本题解析：根据《岩土工程勘察规范》（GB 50021—2001）（2009年版）附录F第F.0.1条，计算如下：该取土器技术参数符合固定活塞取土器要求。
2.某三层楼位于膨胀土地基上，大气影响深度和浸水影响深度均为4.6m，基础埋深为1.6m，土的重度均为17kN/m3，经试验测得土的膨胀率与垂直压力的关系如下表所示，荷载准永久组合时基底中心点下的附加应力分布如下图所示。
试按《膨胀土地区建筑技术规范》（GB 50112—2013），计算该基础中心点下地基土的膨胀变形量最接近下列哪个选项？（）如图荷载准永久组合时基底中心点下的附加应力分布图题表膨胀率与垂直压力关系表A.87mmB.93mmC.145mmD.155mm正确答案：A本题解析：（1）计算深度：大气影响深度和浸水影响深度均为4.6m，层底深度4.6m，基础埋深1.6m，浸水的膨胀变形计算范围为1.6m～4.6m，每米一个分层，分成3层计算。
（2）膨胀率计算：取每一个分层的中点的实际压力来内插膨胀率。
计算结果见题解表所示。
题解表膨胀率计算（3）根据《膨胀土地区建筑技术规范》（GB 50112—2013）第5.2.8条规定，地基土的膨胀变形量应按下式计算：式中，Se为地基土的膨胀变形量，单位为mm；φe为计算膨胀变形量的经验系数，宜根据当地经验确定，无可依据经验时，三层及三层以下建筑物可采用0.6；δepi基础底面下第i层土在平均自重压力与对应于荷载效应准永久组合时的平均附加压力之和作用下的膨胀率（用小数计），由室内试验确定；hi为第i层土的计算厚度，单位为mm；n为基础底面至计深度内所划分的土层数。
基于时程分析的滑塌式危岩清除爆破动力稳定性计算方法陈洪凯;周云涛;唐红梅【摘要】Physical model of unstable sliding rock and dynamic calculation model for unstable sliding rock under excavation blasting were established with the blasting peak velocity decay law and the mechanical characteristics of unstable rock mass.Blasting dynamic stress at any position in the unstable rock was determined with Euler equation.A simplified method was proposed to obtain a blasting equivalent load and the equivalent load was modified with dynamic bining with the ultimate equilibrium method,the stability coefficient of unstable rock was gained at any moment.In the end,the dynamic calculation method of unstable sliding rock was built.Taking Wangxia W2-1 unstable rock of Chongqing as an example,the time history curve of unstable rock stability coefficient was drawn.It was shown that the dynamic effect of blasting causes the stability coefficient to drop by 2.86% to increase the danger of unstable rock;the action time of blast power on the unstable rock is about 0.45s,it is coincident with the data of field monitoring;the proposed method provides a theoretical foundation for assessing the calculation of unstable rock stability and optimizing the design of excavation blasting.%针对滑塌式危岩清除爆破问题，通过爆破峰值速度衰减规律及危岩体力学特性，建立了滑塌式危岩动力物理模型及动力计算模型；通过欧拉方程确定危岩体内任一位置的爆破动应力，提出一种简化方法确定了爆破等效荷载，并对等效荷载进行动力时程修正，结合极限平衡方法得到危岩体任一时刻的稳定性系数，最终建立了滑塌式危岩动力计算方法。
爆破作用下岩体累积损伤效应及其稳定性研究采用钻爆法进行地下岩体工程建设或矿山采掘生产，频繁爆破作业产生的动荷载，不可避免地对周围岩体产生累积损伤危害，甚至诱发地下工程岩体产生失稳破坏。
爆破损伤作用体现在岩体力学性能劣化与完整性降低两个方面，必然造成岩体力学参数指标弱化，从而影响工程稳定性。
目前，爆破作用下岩体累积损伤效应及其稳定性缺乏系统研究，在理论与试验方面均有待进一步探索。
现有的岩体力学参数取值方法没有充分考虑开挖爆破损伤弱化作用，存在明显不足。
针对上述问题，结合国家“十五"科技攻关项目“复杂多空区下强制与诱导耦合大规模落矿采矿综合技术研究”（2003BA612A-10-2）和中南大学博士研究生学位论文创新工程项目“复杂关联空区动力失稳机制及预测预报模型研究”（040109），对爆破作用下岩体累积损伤效应及其稳定性问题进行了系统深入的研究。
主要研究内容如下：第一，率先利用声波测试技术，系统研究了多次爆破作用下岩体损伤累积增长规律。
通过10次小药量模拟爆破，采用RSM-SY5智能声波测试系统，对厂坝铅锌矿某巷道围岩产生的爆破累积损伤效应进行了现场试验研究。
基于大量的现场实测数据，获得了爆破动载作用下岩体累积损伤程度、岩体声波速度，与爆破作用次数之间存在的统计规律。
分析了爆心距等因素对岩体爆破累积损伤效应的影响，建立了爆破累积损伤与爆心距之间的非线性递减关系。
第二，首次发现了重复爆破作用下，随爆破次数增加，岩体爆破累积损伤程度与声波测试信号波形、主频、能量等频谱参数变化规律之间的内在联系，进一步揭示了岩体爆破损伤累积增长规律及其失稳破坏机理。
创造性地运用傅立叶变换与小波（包）分析方法，找出了声波主频、能量及其频带分布随爆破次数增加的变化规律。
第三，基于现场声波测试数据，首次建立了岩体爆破疲劳损伤非线性累积预测模型和岩体爆破累积损伤扩展模型。
应用损伤力学、断裂动力学理论，系统研究了多次爆破作用下中远区岩体损伤断裂破坏机理；基于疲劳累积损伤理论，探寻了多次爆破作用下岩体损伤非线性累积特性及疲劳裂纹扩展规律。
79实验与研究0 引言边坡稳定的问题是许多山区高速公路工程所面临的重要技术问题，作为一种影响边坡稳定的重要外在因素，得到了非常广泛的关注[1]。
爆破振动对岩质边坡稳定性的影响主要表现在两个方面[2-5]：其一，爆破振动荷载的反复扰动作用；其二，当爆破荷载达到一定值后，导致边坡整体下滑力加大。
因此，有必要对爆破振动效应进行综合研究，将爆破振动的影响降到最低。
本文采用有限元分析软件midas GTS NX 分析爆破荷载的施作机理和土体应力场变化。
通过工程实际建立了爆破荷载作用下路堑边坡动力响应的有限元分析模型，对爆破开挖与边坡稳定关系进行了仿真与分析。
1 爆破振动数值模拟111国道（汤河口-市界段）改建工程地处北京市怀柔区北部山区，采用midas GTS NX 建立三维边坡模型，模型X 方向取130m ，Y 方向取100m ，Z 方向取45m ，如图1所示，土层材料选择摩尔-库伦弹塑性本构。
图1 边坡模型示意图爆破振动模拟需先确定其固有周期，因此，首先对模型进行特征值分析。
边界条件通过曲面弹簧定义弹性边界，弹簧系数根据道路设计规范[5]的地基反力系数计算，计算公式如下：竖直地基反力系数：k k kgf cm vv =⋅0()(/)30Bv −3/43 （1）水平地基反力系数：k k kgf cm hh =⋅0()(/)30Bh −3/43 （2）k k E v h 000⋅⋅301α（3）B A B A v v h h ==,（4）式中：A v 和A h 分别是地基的竖直方向和水平方向面的截面积，E 0是地基的弹性系数，a 取1.0。
通过特征值分析得到，模型第1、2振型的周期为2.1768s 、2.0706s 。
对于爆破荷载的动力分析建立一般的边界条件会由于波的反射作用而产生很大的误差，在midas GTS NX 中采用1972年Lysmer 和Wass 提议的粘性边界[6-7]进行施加。
在midas GTS NX 中设置不同的爆破荷载到达时间，排间延期为50ms ，共分十排进行施爆。
