❶ 地质灾害处理危岩清除施工方案怎样来写
找个其它的施工方案看看，基本都一样的
❷ 对危岩体清除有什么好方法
1，采用聘请专业队伍对危岩体采取一小块小一块分割切除的方法，永绝后患；2，削坡减载加固等方式成功清除危岩体，排除险情。PS：有关部门清除危岩体,至少在公路上要树立警示标志
❸ 链子崖危岩体防治工程效果评价
王洪德金枭豪
（中国地质调查局水文地质工程地质技术方法研究所，河北保定，071051）
【摘要】长江三峡链子崖危岩体防治工程1995年开工，1999年8月竣工。危岩体经过施工阶段和竣工后的应力重新调整，岩体逐渐趋于新的稳定，且危岩体安全度有了很大提高，防治工程效果日渐显著。本文通过对链子崖危岩体防治前后监测资料分析、对比，评价危岩体的稳定性，预测危岩体变形趋势，并对工程治理效果作出初步评价。
【关键词】链子崖危岩体防治工程效果评价
1概述
1.1地质概况
长江三峡链子崖危岩体位于湖北省秭归县屈原镇（原新滩镇）境内，与黄崖老崩塌体、新滩滑坡区及其他隐患区共同组成长江西陵峡崩滑隐患区。链子崖危岩体北端危岩高耸百米以上，俯视长江。总体呈近南北向分布，与长江呈60°～700角斜交，南高北低，北宽南窄，崖顶向北西倾斜，坡角20°～30°，分布高程由南500m降至北临江180m。危岩体由下二叠统栖霞组灰岩夹数层薄层灰岩、页岩组成，其下为厚1.6～4.2m的马鞍山组煤层。危岩体内发育有30多条宽、大裂缝。山体被切割成3个大小不等的危岩区，Ⅰ区为T0—T6缝段；Ⅱ区为T7缝段；Ⅲ区为T8—T12缝段。
1.2工程概况
链子崖危岩体防治工程于1994年10月开始，整个体系主要由 T0—T12缝段地表排水工程、T8—T12缝段煤硐承重阻滑键工程、“五万方”及“七千方”锚索工程、猴子岭防冲拦石坝工程等组成。防治的重点为T8—T12缝段（250万 m2）危岩。两大主体工程——承重阻滑键工程和锚索工程于1995年5月开始，分别于1997年8月、1999年8月竣工，标志着危岩体防治工程施工部分于1999年8月结束，而后全面转入防治工程效果监测阶段。
1.3监测系统概况
链子崖危岩体监测系统从20世纪70年代起逐步建立，到防治工程结束时，形成了监测手段多样、数据采集及处理自动化的立体监测系统，包括：
（1）岩体表面绝对位移监测点（大地形变）30个；
（2）裂缝相对位移自动监测点26处39点；
（3）水平孔多点位移计自动监测点3处11点；
（4）预应力锚索测力计监测点9个；
（5）承重阻滑键岩体应力监测点41点；
（6）岩体深部位移监测（钻孔倾斜仪）5处；
（7）中心处理机房1处，可24小时随时采集、处理监测数据。目前，上述监测设备均正常运行。
图1链子崖危岩体裂缝分布及承重阻滑工程布置图
1.承重阻滑键；2.地表裂缝；3.平硐入口；4.深部位移监测钻孔
2 工程施工前危岩体变形状况
2.1T8—T9缝段
据1978～1994年监测资料，危岩体治理前，崖顶岩体朝 NW向蠕动，即大体上顺岩层倾向运动。其中东部朝N17°W水平位移1.2mm/a，下沉0.9mm/a；地表中、西部则向NW向水平位移0.7～2.5mm/a，下沉0.4～0.9mm/a；崖下T9缝南侧岩体向NNE位移，水平位移为2.3mm/a（见表1）。
表1链子崖 T8—T9缝段岩体治理前年平均位移量表
2.2T9—T11缝段
长期以来，T9—T11缝段岩块以不均一的蠕动朝 NNW—NNE方向运动，据1978～1994年绝对位移监测资料：东部崖顶向 NNW向位移，速率为1.4～1.7mm/a，下沉0.5～0.8mm/a；中西部崖顶岩体向N22°～29°W位移，速率为1.6～1.9mm/a，下沉0.6～0.7mm/a；东部崖下岩体向近N方向位移，速率为1.8～2.0mm/a（见表2）。
表2链子崖 T9—T11缝段岩体治理前年平均位移量表
2.3“七千方”滑体
“七千方”表层滑移体长期以来一直顺倾向以R402为滑面向NW向滑移。据S7点监测资料，该滑体1995年以前，顺R402软层朝N30°～45°W累进位移34.36mm，速率为4.9mm/a，滑移角30°，与岩层产状基本一致（岩层倾角27°～35°）。
2.4“五万方”岩体
崖顶 G上点自1978～1995年朝 N20°W位移，速率为1.5mm/a，下沉0.7mm/a，F/H=1/0.47。表明“五万方”在治理以前的变形特征为顺岩层倾向蠕滑并伴随下沉。
2.5雷劈石滑体
1978～1995年底，雷劈石滑体朝NW方向位移，速率为1.6～2.0mm/a(T801和T802点）。
可以看出：工程施工前，T8—T12缝段崖上岩体及“七千方”滑体、“雷劈石”滑体主要以NW向顺层滑移变形为主，崖下岩体则朝近N向长江方向位移。
3工程施工后危岩体变形状况
3.1T8—T9缝段
根据1997～2003年监测资料（见表3），危岩体治理后，T8—T9缝段岩体崖顶东部水平位移量由治理前2.5mm/a减小为2003年2.0mm/a(T81点），下沉量由治理前0.9mm/a减小为2003年0.4mm/a(T81点）；西部水平位移量由治理前0.7～1.8mm/a减小为2003年0.6～1.1mm/a，下沉量由治理前0～0.4mm/a减小为2003年0～0.2mm/a(T82、T83点）；变形方向由治理前NW变为NE方向；崖下T9缝南侧岩体由NNE转向SW方向位移，水平位移量由治理前2.3mm/a减小为2003年0.8～1.7mm/a(T9x1、A下点）。
岩体变形趋于稳定状态（见图2、图3、图4），说明防治工程已经发挥效力。
图2T8—T9缝段T81点年变化量—时间曲线图
相对位移监测资料（见表4）也可以看出危岩体工程治理以后，岩体经过应力调整变形逐渐趋于相对稳定。
图3T8—T9缝段T83点年变化量—时间曲线图
图4T8—T9缝段T82点年变化量—时间曲线图
表3T8—T9缝段岩体治理前后绝对位移监测点年变化量表
表4T8—T9缝段岩体相对位移年变化量表
3.2T9—T11缝段
根据多年的绝对位移监测资料，T9—T11缝段岩块在治理前一直以不均一的蠕动朝 NNW—NNE方向运动，治理后绝对位移监测资料显示（见表5），该缝段崖顶岩块水平位移量由治理前1.4～1.9mm/a减小为2003年0.6～1.9mm/a，下沉量由治理前0.5～0.8mm/a减小为2003年0.1～0.5mm/a，变形方向基本上为NNE—NE—NS；崖下岩体由近 N方向转向 NNE、NE方向位移，位移量由治理前1.8～2.0mm/a减小为2003年1.3～1.7mm/a(B下、T9x2点）
图5T9—T11缝段B上点年变化量—时间曲线图
表5T9—T11缝段岩体治理前后绝对位移监测点年变化量表
该缝区岩体治理后位移变形量及下沉量逐步减小并且低于多年平均位移速率，其值均小于点位中误差，并且变形趋势已经基本相对稳定（见图5、图6），这表明岩体位移变形不明显，防治工程已经发挥效力。
图6T9—T11缝段 F上点年变化量—时间曲线图
3.3“七千方”滑体
“七千方”表层滑移体长期以来一直沿倾向以R402为滑面向NW向滑移。根据绝对位移监测资料（见表6），“七千方”滑体锚固工程加固以后，岩体朝锚索拉张力方向位移，此后沿该方向的位移量逐步减小，位移量由治理前4.9mm/a减小为2003年1.3mm/a(S7点），并且变形趋势（见图7）已经基本上趋于相对稳定状态。说明防治工程已经发挥效力。
表6“七千方”滑体治理前后位移年变化量表
地质灾害调查与监测技术方法论文集
图7“七千方”滑体S7点年变化量—时间曲线图
“七千方”滑体治理后相对位移监测资料（见表7）分析可以知道岩体变形趋于稳定状态，说明防治工程已经发挥效力。
表7“七千方”滑体治理后相对位移监测点年变化量表
3.4“五万方”岩体
“五万方”危岩体经历了NW向顺层滑移（施工前）到朝SE向运动，再朝SE、SW向缓慢位移，位移量由大到危岩体逐渐趋于稳定的过程（见表8）。锚索工程施工后，“五万方”岩体均朝有利于岩体稳定的方向位移且变形量渐趋稳定。以崖顶G上点为例，治理前多年平均水平位移量为1.5mm/a,2003年为0.8mm/a，治理前下沉量0.7mm/a,2003年该点垂向没有发生变形（见图8）。其他各监测点变形情况与G上点类似。
锚索测力计监测也反映了上述变形现象（见图9，图10，表9），该危岩体1996年、1997年经锚索加固锁定后，锚索锁定力逐渐变小（测力计年变量为负值，且绝对值越来越小），表明危岩体朝锚固力方向位移，位移变化量由大到小。1999年锚索测力计年变量多为正数，显示锚索持力之特点，与位移监测表明的岩体变形现象一致，通过近几年的监测资料岩体应力已经重新调整并趋于相对稳定状态，说明锚固工程效力已经发挥。
表8“五万方”绝对位移监测点年变化量表
图8“五万方”危岩体G上点年变化量—时间曲线图
图9“五万方”危岩体锚索测力计监测数据—时间曲线图
图10“五万方”危岩体锚索测力计位移—时间曲线图
表9锚索测力计监测年变化量统计表
相对位移监测资料（见表10，图11）显示治理后由于防治工程发挥效力，危岩体变形已经趋于相对稳定状态。
表10“五万方”危岩体相对位移监测点年变化量表
图11“五万方”危岩体裂缝相对位移历时曲线
3.5雷劈石滑体
雷劈石滑体位移量由治理前1.6～2.0mm/a减小为治理后（见表11)2002年0.6～1.7mm/a(T801和T802点），变形量逐步减小并且相对稳定，变形方向由治理前NW方向改为基本上向NE方向。
表11雷劈石滑体绝对位移监测点（T801、T802）年变化量表
从监测资料分析可以看出，危岩体在防治前后变形趋势明显减缓并且趋于相对稳定，这表明防治工程已经发挥效力，有效遏制了危岩体向不利于岩体稳定方向的变形。
4效果评价
以上分析表明，防治工程结束以后，T8—T9缝段岩体、T9—T11缝段岩体、“七千方”岩体、“五万方”岩体和雷劈石滑体位移变形已不明显；块体间无明显的位移变形。从变形趋势来看，危岩体在防治工程结束以后，岩体应力重新调整，变形趋势逐步趋于稳定。表明防治工程已经发挥效力。
综合分析认为，防治工程结束以来，危岩体在经历了变形调整后，岩体变形进入相对稳定期，岩体的稳定性明显提高。危岩体已经达到相对稳定状态。防治工程效果已经初步体现。
5结语
链子崖危岩体防治工程竣工后，通过危岩体监测资料进行分析，对危岩区的岩体变形可得出：危岩体各缝段岩体变形明显减小，已经趋于相对稳定；各缝间岩体变形已趋于相对稳定。这表明防治工程已经发挥效力，防治工程效果已经初步体现，危岩体已经处于相对稳定状态。
参考文献
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❹ 忠—武管道张家沟危岩治理工程
8.4.1张家沟危岩基本特征
张家沟危岩（群）位于重庆市石柱县黄水镇张家沟左侧斜坡，管道里程047+603～047+826。地理坐标：北纬30°05′10.9″、东经108°25′43.3″，高程（沟底）1325～1340m。川汉公路（省道）从张家沟左侧通过，交通便利。
石柱县属于云贵高原东北的延伸部分，为巫山大娄山中山区，齐耀山、方斗山近平行排列纵贯全境。地势东南高、西北低，呈起伏状下降。黄水镇大风堡海拔高1934.1 m，西沱镇陶家坝海拔仅119m。境内以中山、低山为主，兼有山原、丘陵，危岩所在地海拔高程1324～1400m。区内出露地层主要为侏罗系中统上沙溪庙组（J2s）砂岩夹泥质粉砂岩，砂岩呈中厚层状，泥质粉砂岩呈中薄层状。岩层产状近水平，张家沟测得岩层产状为55°∠4°
危岩（群）发育在侏罗系中统上沙溪庙组（J2s）长石石英砂岩地层中，危岩所在的张家沟沟底高程1325～1340m，危岩所在高程1340～1400m，临空高度20～75m。在顺管道约200m范围段，共发现6个危岩体，自上游往下游依次编号为A、B、C、D、E、F（图8-7），危岩体之间相距10～40m。单个危岩体积300～2300m3。
8.4.1.1危岩地形地貌特征
张家沟自西向东流，旱季（调查期间）流量约5l/s，沟底宽度一般在10～30m。危岩发育在张家沟的左侧斜坡，处于张家沟向南弯拐的突出斜坡部位。斜坡坡度40°～60°，局部陡崖（危岩）部位近直立。根据陡崖（危岩）分布高程，可分出两级，下一级基脚部位高程1350～360m，临空高度（距管道高度）20～30m左右，分布有A、C、D、E等4个危岩体；上一级1380～1400m，临空高度（临下级危岩顶部高度）也为20～30m左右，分布有B、F等2个危岩体。两级危岩陡崖之间有10～30m宽窄不等的缓坡过渡带。
8.4.1.2危岩空间形态结构
根据现场地质调查测绘资料，绘出各个危岩体的剖面如图8-8～图8-12。这些危岩体的一些基本特点是：后缘拉裂张开，正面上悬下凹。后缘拉张裂缝宽数厘米至数十厘米，一般都是上宽下窄。前缘临空面，由于岩层的差异风化和剥蚀，危岩体下部均出现不同程度的内凹岩腔，使得危岩上部岩体悬空。外倾的拉张裂缝与内凹的岩腔联合控制下，使得危岩体呈现“头重脚轻”的不稳定状态（照片8-19～照片8-23）。
图8-7 张家沟危岩（群）平面分布示意图
各危岩体规模特征列于表8-4。
表8-4 各危岩体规模特征
危岩体发育在侏罗系中统上沙溪庙组（J2s）细粒长石石英砂岩，岩性坚硬，产状平缓，层理倾角在10°以内。坚硬的近水平产出的岩体，易于形成高陡的斜坡，从而有利于危岩体的孕育。
岩层中发育节理，节理主要两组，一组倾向南东、倾角中等到陡倾（120～130°∠60～70°）；另一组倾向南西、倾角中等到陡倾（210～220°∠60～70°）。由于张家沟在此段由南东流转向北东流，使得拐点上游与下游左岸斜坡分别与其中一组节理平行，从而节理成为危岩体的控制结构面。
促使危岩体形成的另一个因素是卸荷作用。新构造运动以来渝东—鄂西地区强烈隆升、河流快速下切，陡峻的山坡中卸荷作用强烈。顺坡向的节理在卸荷作用下易于张开。两组节理分别平行和垂直于边坡临空面。
图8-8 A危岩体剖面图
照片8-19 A危岩体后侧裂缝
图8-9 B危岩剖面图照片
照片8-20 B危岩体仰视
图8-10 C危岩剖面图
照片8-21 C危岩后侧裂缝
图8-11 D危岩剖面图
照片8-22 D危岩及后侧裂缝
图8-12 E危岩剖面图
照片8-23 E危岩体及后侧
8.4.1.3岩石物理力学特征
危岩体所在地层为侏罗系中统上沙溪庙组（J2s）厚层－块层状砂岩，基岩较完整，表层岩石中等到弱风化。采取了一些岩块及结构面样品，试验结果见表8-5，结构面抗剪强度参数见表8-6。根据试验参数及类比相似地质条件的岩体物理力学性质，给出张家沟危岩岩体的物理力学建议参数（表8-7）。
表8-5 危岩岩块物理力学试验成果
表8-6 危岩结构面抗剪强度检验成果
表8-7 张家沟危岩岩土物理力学参数建议值
8.4.2危岩稳定性分析
8.4.2.1危岩变形宏观分析
张家沟危岩群各个危岩体后侧均不同程度的发育拉张裂缝，缝最宽处近1m；各个危岩体两侧均见到裂缝，它们很可能是相互贯通的；裂缝切割深度大，接近基脚部位。从正面看，危岩体中下部内凹，上部突出。从空间上看，危岩体几乎是“站立”在陡坡上，且“头重脚轻”，所以，危岩体呈不稳定状态。
相邻两危岩体之间地形上呈一缺口，此缺口是老危岩体崩塌后留下的，一些部位还可观察到危岩崩塌后岩壁上留下的滑动擦痕。
影响危岩体稳定的因素包括降雨、风化剥蚀及地震动。降雨、特别是特大暴雨时，危岩后侧裂缝可能积水，形成静水压力，给危岩体增加了侧向的推力；由于存在差异风化剥蚀，危岩体下部均出现了岩腔，在进一步风化的条件下，支撑力降低，最终导致危岩崩塌；当遇到地震动如地震时，震动力可能导致危岩崩塌。
8.4.2.2危岩稳定性计算分析
危岩后部裂缝张开，按危岩顺底部滑面滑动，即单平面滑动计算其稳定性。假定滑动面的强度服从库仑－莫尔判据。
由于该地区地震基本烈度为Ⅵ度，故而不将地震因素列入考虑范畴。
张家沟危岩体经过计算，得出稳定性系数η＝1.17，处于临界～欠稳定状态，存在潜在危险。而危岩体下方正是忠县—武汉输气干线，一旦发生危岩体的破坏，将直接威胁整个忠县—武汉输气管道线。
8.4.3危岩危害性评价
8.4.3.1计算方法
根据根据运动学原理，在各种边坡坡面条件下，落石会产生不同运动状态。
1）坠落
当块体在陡峭边坡下落，在自重作用下，基本不受阻挡时，会产生自由落体运动。落石速度为：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：v为块体崩落速度（m/s）;
g为重力加速度（9.8m/s）;
H为崩落点至计算点高度（m）。
2）滑动
当块体的自重下滑分力大于摩擦力时，即mgsinα＞T时，块体将发生向下的滑动。根据功能原理，落石速度为
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：v0为块体滑动运动初速度（m/s）;
H为滑动点至计算点垂直高度（m）;
f为滑动摩擦系数；
α为坡角。
3）滚动
块体在初速度和加速度的作用下，会发生滚动理想的刚体运动学中，滚动不考虑接触面的弹塑性变形，而在实际的工程中往往要考虑弹塑性问题，边坡坡面会在接触点处产生弹塑性变形，从而阻碍块体的运动.考虑弹塑性变形时，根据机械能守恒定律，得块体的速度：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：r为块体惯性半径（m）;
a为球体或柱体的半径（m）;
k为滑动摩阻系数（m）;
h为滑动开始点至计算点的垂直距离（m）。
4）弹跳
弹跳时，块体做斜抛运动，由运动学基本原理，块体做斜抛运动时的速度为：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：v0为落石的初速度（m/s）;
vx为任一时间沿x方向的速度分量（m/s）;
vy为任一时间沿y方向的速度分量（m/s）；
β为初速度方向与斜坡坡面的夹角；
t为碰撞发生开始至计算点的时间（s）。
发生碰撞前的运动轨迹方程为：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：x为沿x方向的位移分量（s）;
y为沿y方向的位移分量（s）。
在下一次碰撞发生前的瞬间块体速度为：
山区油气管道地质灾害防治研究
根据牛顿的碰撞理论，下一次碰撞开始后，由于碰撞中产生的动能损失，需要将初速度乘以恢复系数。在落石计算中，恢复系数可以根据现场推石试验或者由崩塌遗迹的岩块位置利用上述公式，经过多次试算得到，则碰撞结束后的初始速度为：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：Rt为切向恢复系数；
Rn为法向恢复系数。
5）动能的计算
计算速度的最终目的是通过动能公式计算能量，以便选取防护措施，动能的计算公式为：
山区油气管道地质灾害防治研究
式中：v为块体速度（m/s）;
m为块体质量（kg）;
E为块体动能（k J）。
8.4.3.2计算结果
1）A危岩
A危岩相对位置低，危岩坠落时初速度为0，计算得危岩的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-13、图8-14、图8-15所示。
A危岩重4378.5t，危岩在斜坡下部覆盖层处停止，由4m/s骤减至0，需在覆盖层处消耗0.5×105KJ的能量，能量巨大，足以把覆盖层连同管道一起推走。一旦危岩坠落，必然摧毁管道。
图8-13 A危岩运动路径
2）B危岩
B危岩相对位置较高，计算得危岩的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-16、图8-17、图8-18所示。
B危岩坠落后直接砸中管道的概率约40%，此时速度近25m/s，总动能近4.5×105KJ。危岩坠落，有可能摧毁管道。
3）C危岩
计算得C危岩崩塌后的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-19、图8-20、图8-21所示。
C危岩坠落后在斜坡下覆盖层界线上有一个落地点，此时速度近13m/s，总动能近9×105KJ。一旦危岩坠落，必然摧毁管道。
4）D危岩
计算得D危岩崩塌后的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-22、图8-23、图8-24所示。
从危岩可能运动路径分析，D危岩坠落后都会在管道附近（距管道5m以内）有落地点，此时速度近14m/s，总动能近3.5×105KJ。一旦危岩坠落，必然摧毁管道。
5）E危岩
图8-14 A危岩动能变化曲线
图8-15 A危岩速度变化曲线
计算得E危岩崩塌后的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-25、图8-26、图8-27所示。
从危岩可能运动路径分析，E危岩坠落后都会在管道附近（距管道5m以内）有落地点，此时速度近9m/s，总动能近2×105KJ。一旦危岩坠落，必然摧毁管道。
6）F危岩
图8-16 B危岩运动路径
图8-17 B危岩动能变化曲线
计算得C危岩崩塌后的运动路径、运动过程中速度变化及能量变化的结果分别如图8-28、图8-29、图8-30所示。
从危岩可能运动路径分析，F危岩坠落后都会在管道附近（距管道5m以内）有落地点，此时速度近18m/s，总动能近2×105KJ。一旦危岩坠落，必然摧毁管道。
图8-18 B危岩平均速度变化曲线
图8-19 C危岩运动路径
8.4.4治理方案
张家沟地质环境条件差，危岩集中，在本次勘察的200余米长地段，共发现了6个危岩体，单个危岩体体积小者300余立方米，大者2000立方米以上。危岩体后缘裂缝宽大，前侧下部存在岩腔，呈三面临空状态。进一步剥蚀风化或遇强降雨、地震等条件下，危岩体有失稳的可能。历史上有崩塌留下的痕迹，沟中有崩塌留下的巨型块石。管道敷设在斜坡坡脚，上距危岩30～50m。若危岩崩塌滑落，势必会摧毁管道，从而对管道安全构成严重威胁。所以，对危岩进行治理非常有必要。
图8-20 C危岩动能变化曲线
图8-21 C危岩平均速度变化曲线
治理的总体思路是：①对危岩体逐一进行加固，防治其崩塌；②对管道进行保护，遇危岩崩塌时不致破坏管道。针对这两条治理思路，提出两种治理方案：
一是对各个危岩体设置支撑柱＋锚杆。岩腔部位设置钢筋混凝土支撑柱，通过锚杆将支撑柱与危岩体联结，锚杆穿过危岩后侧控制结构面进入稳定岩体一定深度，使支撑柱、危岩体及基岩成为一个整体，达到防治危岩崩塌滑落的目的。
图8-22 D危岩运动路径
图8-23 D危岩动能变化曲线
二是管道上设置钢筋混凝土拱架。拱架的作用相当于盖板，但能承受的冲击力更强，因为危岩体规模大、势能大，崩塌岩块到达管道附近时会有很大冲击力。
在具体实施中采用了二者结合的治理方案，即：在上部采用锚索锚固的方法将即将下坠的、规模较大的岩体或块石进行固定，防止崩塌；下部的管道采用拱形结构梁加覆盖的方法进行防护，保障了管道的安全。
竣工见照片8-24、照片8-25。
图8-24 D危岩平均速度变化曲线
图8-25 E危岩运动路径
❺ 地质灾害中爆破危岩体的工程量怎么计算
1、崩塌滑坡。金矿开采所引发的崩塌滑坡，这是矿山常见的突发性地质灾害之一。因为采矿而导致的高陡边坡，形成悬空危岩体及山体开裂等，尤其是在运用崩落法采矿、暴雨不当时，易出现山体的崩塌等清况，主要分成岩质崩塌与土质崩塌等两类。
2、地面塌陷与地裂缝。金矿山开采所引发地面塌陷也被称之为采空塌陷。采矿塌陷的原因很复杂，受到矿体的形态，采空区的埋深与采厚比，金矿围岩的地质结构、矿区的地质构造以及地下水状况等诸多因素之影响。
3、泥石流。泥石流是沟谷中，由暴雨、冰雪融水等含有大量泥沙石块的特殊洪流，在矿山的资源开采中，由于山上的植被和岩石遭到破坏，特别是在暴雨天气经过水的搬运作用，会形成降雨性的泥石流，这种泥石流的发生也有其自身的特点，一般由石块、沙砾和粘土组成，目前中国矿山泥石流的发生和隐患主要与矿山开采中的废石堆较多、拦护措施差、结构松散等有关。
4、采空区的塌陷。采空区塌陷的现象主要发生在以空场法、崩落法进行开采的地下矿山区域，在形成一定规模后自然发生垮落，一旦无法及时有效地进行预防处理，将会诱发严重的事故隐患，甚至在近地表的岩移中，威胁到地表建和道路的使用质量安全，严重的还可进一步引发大规模山体滑移。一旦达到一定的采空规模，而不进行及时有效的填充，就很容易导致崩塌灾害，这一情况在对金属矿的开采中更为常见。