锚杆参数计算
铁迈煤矿锚杆（索）支护参数计算
一、锚杆长度：
按照加固拱原理确定锚杆参数：
L≥L1+L2+L3
其中：L -------锚杆全长，m；
L1-------锚杆外露长度，一般取0.05-0.2m，包括垫板、螺母；为了进行拉拔试验通常取0.2M.
L2-------锚杆有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值）m；
L3-------锚杆锚固长度，一般为0.3-0.5m;
L2= [B/2+Htan（45°-W/2）]/f
其中：L2-------锚杆有效长度，m；
B-------巷道掘进跨度，取3.8m；
H-------巷道掘进高度，取3.5m；
W-------围岩（煤体）内摩擦角，取45°；
f-------岩石普世系数，取2.5；则
L2=［3.8/2+3.5*tan（45°-45°/2）］/2.5=1.34
所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m，因此采用长度
为2.0m的锚杆；
结论1：锚杆长度确定为2.0m
二、锚杆间排距
B=√---Q/-(khr)------
式中：
B：锚杆间排距；
Q：锚杆锚固力；取80KN
K：安全系数，取2；
h：巷道掘进宽度；3.8m
r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3
则：B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m.
结论2：锚杆间排距确定为0.6m.
三、锚索长度：
为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用锚索的长度为： L=L1+L2+L3+L4
其中：L---------锚索长度，m；
L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度，m；
L2 --------需要悬吊不稳定岩层（煤体厚度），取 2.5m；
L3 --------上托盘及锚具厚度，0.15m；
L4 --------需要外露张拉的长度，取0.25m。
L1≥Kd1f a/4f c
其中： K---------安全系数，取K=2；
d1---------锚索钢绞线直径，取φ17.8mm；
f a---------钢绞线抗拉强度，查得1860MPa；
f c---------锚索与锚固剂粘合强度，取10N/mm2
则：L1≥2*17.8*1860/4*10=1655.4
计算得出L1≥1655mm，L1取2.0m
则锚索长度为L= L1+L2+L3+L4=2.0m+2.5m+0.15m+0.25m=4.9m，因此锚索长度取5.0m。
结论3：锚索长度确定为5.0m
四、锚索间排距确定
锚索间排距计算公式为：
3[ δa ] 3*3200
S=------------=---------=5.3m
4a2rk 4*32*25*2
式中：a：巷道宽度；取3m
r:上覆岩层平均体积质量KN/m3，取25
k:安全系数；取2
δa：单根锚索极限破断力；KN,取3200
结论4：锚索间排距确定为5.0m
巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计 一、锚杆支护理论研究 （一）锚杆支护综述 1、锚杆支护技术的发展 锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。 1945~1950年，机械式锚杆研究与应用； 1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究； 1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用； 1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生； 1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。 美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。 澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。锚杆种类也较多，有胀壳式、
树脂式、复合锚杆等。组合件有钢带。具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。 锚杆支护发展最快的是英国。在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
锚杆挡土墙设计与计算
XXXX工程锚杆挡土墙计算分析报告 XXXX设计院 XXXX年XXX月
目录 第一章概述 (1) 第二章锚杆挡土墙计算理论 (1) 第三章锚杆挡土墙计算 (1)
第一章概述 锚杆挡土墙是由钢筋混凝土墙面和钢锚杆组成的支挡建筑物，它是靠锚杆锚固在稳定地层内，能承受水平拉力来维持墙的平衡，因此地基承载力一般不受控制，从而能克服不良地基的困难。在高边坡的情况下，且可采用自上而下逐级开挖和施工的办法，可以避免边坡坍塌，有利于施工安全。 锚杆使用灌浆锚杆，采用钻机钻孔，毛孔直径一般为100~150mm，锚杆材料为HRB335钢筋和由7根钢丝构成φ12.7mm 的预应力钢绞线。锚杆钢筋以一根或数根钢筋组成；锚杆锚索以一束或数束钢绞线组成。锚杆插入锚孔内后再灌注水泥砂浆。灌浆锚杆亦可用于土层，但由于土层与锚杆间的握固能力较差，尚需要加压灌浆或内部扩孔的方法以提高其抗拔能力。 锚杆挡土墙的墙面，一般用肋柱和挡土板组成，其结构布置应根据工点的地形和地质条件、墙高及施工条件等因素，考虑挡土墙是否分级和每级挡土墙的高度来决定。当布置为两级或两级以上时，级间可留1~2米的平台，如图1。 肋柱的间距应考虑工地的起吊能力及锚杆的抗拔能力等因素，一般可选用2.0~3.5米。每根肋柱根据其高度可布置多根锚杆。锚杆的位置应尽可能使肋柱所受弯矩均匀分布。 肋柱视为支承于锚杆（或支承于锚杆和地基）的简支梁或连续梁。肋柱的底端视地基的强度及埋置深度，一般设计时假定为自由或铰支端，如基础埋置较深且为坚硬的岩石时，也可以作为固定端。当底端
固定时，应考虑地基对肋柱基础的固着作用而产生的负弯矩。 图 1
锚杆计算公式
第三节支护设计 一、确定巷道支护形式 根据柱状资料分析，5#煤顶板直接顶砂质页岩、第三砂岩，属较稳定岩层，适合锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬岩石中，需用高强锚索做辅助支护。支护方式为：锚杆+网+锚索联合支护方式。 二、支护参数设计 （1）支护参数 顶锚杆选用Φ18×2400mm的普通圆钢钢锚杆，间距750mm，排距为1000mm；顶锚索选用Φ17.8×8300mm，1860级低松弛钢绞线，锚索在巷道布置两排，间距3000mm，排距为1500mm；帮锚杆选用Φ18×2400mm的普通圆钢钢锚杆，分四排呈“五花”布置，间距750mm，排距为850mm。 所有巷道顶锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于150N·m；帮锚杆锚固力不小于50kN，扭力矩不小于120N·m；顶锚索预紧力不小于160kN,承载力不小于320kN。 （2）采用计算法校核支护参数 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：
L≥L1＋L2＋L3 式中L—锚杆总长，m； L1—锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.01～0.05m，顶锚杆取0.07m，帮锚杆取0.15m），m； L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c）m； L 3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m； 普氏免压拱高： b=[B/2+Htan(45°-ω帮 /2)]/f 顶 式中B、H—巷道掘进跨度和高度，取B max=4.3m，H=3.0m； f —顶板岩石普氏系数，f顶取3； ω—两帮围岩的内摩擦角，ω取56.31° b max=[4300/2+3000×tan（45°-56.31/2）]/3=1020mm c=3000×tan（45°-56.31/2）=909mm 根据上述公式计算得出：顶锚杆长 L顶≥1890mm；帮锚杆长L帮max ≥1659mm。 所选锚杆长度均能满足计算要求。 2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：
锚杆(锚索)支护设计公式
锚杆（锚索）支护设计技术参数 一、锚索设计承载力 钢绞线直径为φ15.24mm 时230kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时320kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ15.24mm 时260kN ，钢绞线直径为φ17.8mm 时355kN ，钢绞线直径为φ21.6mm 时504kN 。 三、锚杆（锚索）支护参数校核 1、顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中L ——锚杆总长度，m ； L 1——锚杆外露长度（包括钢带、托板、螺母厚度），m ； L 2——有效长度（顶锚杆取围岩松动圈冒落高度b ，帮锚杆取帮破碎深度c ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。 其中围岩松动圈冒落高度 b=顶 f H B ??? ? ? -+?245tan 2ω 式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高； 顶f ——顶板岩石普氏系数； ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。 ? ?? ? ? -?=245tan ωH c 2、校核顶锚杆间、排距：应满足 γ 2kL G a < 式中a ——锚杆间、排距，m ；
G ——锚杆设计锚固力，kN/根； k ——安全系数，一般取2；（松散系数） L 2——有效长度（顶锚杆取b ）; γ——岩体容重 3、加强锚索长度校核，应满足d c b a L L L L L +++= 式中L ——锚索总长度，m ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）？ b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ； c L ——托板及锚具的厚度，m ； d L ——外露张拉长度，m ； 4、悬吊理论校核锚索排距： L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1] 式中 L---锚索排距，m ； B---巷道最大冒落宽度， m ； H---巷道最大帽落高度， m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, m, F 1---锚杆锚固力, kN;70
锚杆的锚固长度设计计算
锚杆（索） 1.锚杆（索）的作用机理 立柱在荷载的作用下，有绕着基地转动的趋势，此时可以利用灌浆锚杆（索）的抗拔作用力来进行抵抗。灌浆锚杆（索）指用水泥砂浆(或水泥浆、化学浆液等)将一组钢拉杆(粗钢筋或钢丝束、钢轨、小钢筋笼等)锚固在伸向地层内部的钻孔中，并承受拉力的柱状锚固体。它的中心受拉部分是拉杆。其受拉杆件有粗钢筋，高强钢丝束，和钢绞线等三种不同类型。而且施工工艺有简易灌浆、预压灌浆以及化学灌浆。锚固的形式应根据锚固段所处的岩土层类型、工程特征、锚杆（索）承载力大小、锚杆（索）材料和长度、施工工艺等条件，按表1-1进行具体选择。 同时，为了更好地对锚杆（索）进行设计，以下将对锚杆（索）的抗拔作用力机理进行介绍。 锚杆（索）的抗拔作用力又称锚杆（索）的锚固力，是指锚杆（索）的锚固体与岩土体紧密结合后抵抗外力的能力，或称抗拔力，它除了跟锚固体与孔壁的粘结力、摩擦角、挤压力等因素有关外，还与地层岩土的结构、强度、应力状态和含水情况以及锚固体的强度、外形、补偿能力和耐腐蚀能力有关。 许多资料表明，锚杆（索）孔壁周边的抗剪强度由于地层土质不同，埋深不同以及灌桨方法不同而有很大的变化和差异。对于锚杆（索）抗拔的作用机理可从其受力状态进行分析，由图1-1表示一个灌浆锚杆（索）中的砂浆锚固段，如将锚固段的砂浆作为自由体，其作用力受力机理为： 锚杆选型表1-1
当锚固段受力时，拉力T 。首先通过钢拉杆周边的握固力(u)传递到砂浆中，然后再通过锚固段钻孔周边的地层摩阻力(τ)传递到锚固的地层中。因此，钢拉杆如受到拉力作用，除了钢筋本身需要有足够的截面积(A)承受拉力外，锚杆（索）的抗拔作用还必须同时满足以下三个条件： ①锚固段的砂浆对于钢拉杆的握固力需能承受极限拉力； ②锚固段地层对于砂浆的摩擦力需能承受极限拉力； ③锚固土体在最不利的条件下仍能保持整体稳定性。 以上第①、②个条件是影响灌浆锚杆（索）抗拔力的主要因素。 i 孔壁摩阻力τ i 图1-1 灌浆锚杆（索）锚固段的受力状态 2.锚杆（索）的设计计算 锚杆（索）的设计原则: (1)锚杆（索）设计前应进行充分调查，综合分析其安全性、经济性与可操作性，避免其对路堤周围构筑物和埋设物产生不利影响。 (2)设计锚杆（索）时应考虑竣工后荷载作用对路堤的影响，要保证它们在载荷作用下不产生有害变形。 (3)设计锚杆（索）时，应对各种设计条件和参数进行充分的计算和试验来确定，只有少数有成熟的试验资料及工程经验的可以借用。 锚杆（索）的设计要素: 锚杆（索）的设计要素包括：锚杆（索）长度、锚固长度、相邻结构物的影
锚杆计算书
从几种规范来探讨全长粘结岩石锚杆承载力的计算 关键词：全长粘结岩石锚杆；承载力；计算 摘要：全长粘结岩石锚杆是岩土工程中常采用的工程措施。各行业的设计规范对全长粘结岩石锚杆的设计计算均有相关规定。由于出发点的差异，各种规范对全长粘结岩石锚杆计算的内容和要求也不尽相同。本文试从现行各规范对全长粘结岩石锚杆计算的规定出发，对比分析各行业对全长粘结岩石锚杆承载力验算的一般要求，总结和探讨全长粘结岩石锚杆承载力验算的一般方法。 1、引言 锚杆是岩土工程中常见的工程处理措施，在建筑、水利、公路、铁道、港口等岩土工程中经常使用，其中全长粘结岩石锚杆是常见的一种锚杆形式。为规范锚杆工程的设计，建筑、公路、铁道、水利等行业的设计规范对锚杆的设计计算作了相关的规定。但由于各规范的出发点不同，对锚杆计算的内容和要求也不尽相同。本文试从现行各规范对全长粘结岩石锚杆计算的规定出发，对比分析各行业对全长粘结岩石锚杆承载力验算的要求，总结全长粘结岩石锚杆承载力验算的一般规定，并进一步探讨全长粘结岩石锚杆承载力验算的一般方法。 2、各种规范对全长粘结岩石锚杆承载力计算的规定： 对全长粘结岩石锚杆承载力计算在很多规范中均有规定，笔者摘录如下： （1）、《建筑地基基础设计规范》（GB50007—2002）8.6.3条： 对设计等级为甲级的建筑物，单根锚筋承载力特征值t R 应通过现场实验确定；对于其它建筑物可按下式计算： lf d R t 18.0π≤……………（8.6.3） 式中： f —砂浆与岩石间的粘结强度特征值； 1d —锚杆孔直径； l —锚杆的有效锚固长度； （2）、《建筑边坡工程技术规范》（GB50330—2002）7.2.2条～7.2.3条： 锚杆钢筋截面面积应满足下式的要求： y a s f N A 20ξγ≥ ……………（7.2.2）
锚杆参数计算
铁迈煤矿锚杆（索）支护参数计算 一、锚杆长度： 按照加固拱原理确定锚杆参数： L≥L1+L2+L3 其中：L -------锚杆全长，m； L1-------锚杆外露长度，一般取0.05-0.2m，包括垫板、螺母；为了进行拉拔试验通常取0.2M. L2-------锚杆有效长度（顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值）m； L3-------锚杆锚固长度，一般为0.3-0.5m; L2= [B/2+Htan（45°-W/2）]/f 其中：L2-------锚杆有效长度，m； B-------巷道掘进跨度，取3.8m； H-------巷道掘进高度，取3.5m； W-------围岩（煤体）内摩擦角，取45°； f-------岩石普世系数，取2.5；则 L2=［3.8/2+3.5*tan（45°-45°/2）］/2.5=1.34 所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m，因此采用长度 为2.0m的锚杆；
结论1：锚杆长度确定为2.0m 二、锚杆间排距 B=√---Q/-(khr)------ 式中： B：锚杆间排距； Q：锚杆锚固力；取80KN K：安全系数，取2； h：巷道掘进宽度；3.8m r:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3 则：B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。8*25--=0.649m,取0.6m. 结论2：锚杆间排距确定为0.6m. 三、锚索长度： 为了加强锚固体的强度，减少煤岩顶板冒落，采用锚索的长度为： L=L1+L2+L3+L4 其中：L---------锚索长度，m； L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度，m； L2 --------需要悬吊不稳定岩层（煤体厚度），取 2.5m； L3 --------上托盘及锚具厚度，0.15m； L4 --------需要外露张拉的长度，取0.25m。
锚杆锚索参数计算
（一）按加固拱原理确定锚杆参数 综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10米的巷道、硐室，可按下面经验公式确定锚杆参数 1.锚杆长度L=N(1.1+W／10) =1.1×(1.1+3.6／10) =1.606m （2200mm） 2.锚杆间(排)距D≤0.5L=0.5×1.606 =0.803m (800×900mm) 3.锚杆直径d=1／110×L=1／110×1.606 =0.0146米=14.6mm （18mm）式中W－巷道或硐室跨度，米；取3.6； N－围岩稳定量影响系数，取1.1，规定如下： Ⅱ类（稳定性较好）围岩，N=0.9； Ⅲ类（中等稳定）围岩，N=1.0； Ⅳ类（稳定性较差）围岩，N=1.1； Ⅴ类（不稳定）围岩，N=1.2； 通过计算，φ18×L2200(mm)锚杆满足设计要求，间排距800×900（mm）满足设计要求。 (二)悬吊理论校核锚索间（排）距 为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm，L=6300mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间（排）距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时，靠巷
道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间(排)距。 L=nF2／[BHγ－(2F1sinθ) ／L1] 式中L－锚索间（排）距，m； B－巷道最大冒落宽度，取3.6+1.2=4.8m; H－巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m; γ－岩体容重，25kN／m3； L1－锚杆排距，0.9m； F1－锚杆锚固力（以最小锚固力计算），85kN； F2－锚索极限承载力（以最小锚固力计算），取200kN； θ－角锚杆与巷道顶板夹角，90°； n －锚索每排根数，取2； 通过上式计算， L=2×200÷[4.8×2.0×25－（2×85×sin90°÷0.9）] =400÷﹙240－188.9﹚=7.8m 得出锚索间排距小于7.8m，所选间排距2150×900（mm）满足设计要求。
巷道锚杆支护计算公式
根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。 二、支护参数设计 ㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。 ㈡采用计算法校核支护参数 1、锚杆长度计算 L = KH+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m 其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m 2、锚杆间距、排距a 、b a=b= KHr Q 式中：a 、b ——锚杆间、排距m Q ——锚杆设计锚固力，50kN/根； H ——冒落拱高度，取0.58m ； K ——安全系数，取2； r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
抗浮锚杆设计计算书
二、计算书 1、设计要求 本工程水池底板抗浮力的要求为： 表1 2、抗浮锚杆抗拔力设计值 根据技术要求，本工程单根锚杆的抗拔力标准值为87.5kN ，设计锚杆间距2.7x2.7m. 3、杆体截面及锚固体截面积计算 锚杆钢筋的截面面积按下式确定： yk t t s f N K A ?= （7.4.1） 上面式中：K t — 锚杆的杆体抗拉安全系数，取2； N t —— 锚杆的轴向拉力设计值，取113.8KN. f yk —— 钢筋抗拉强度标准值，采用HRB400钢筋，抗拉强度标准值为0.4kN/mm 2 。 根据计算得：As=569mm 2 所以孔内应设置二根Φ20的HRB400钢筋. 4、锚固段长度计算. 根据《岩土锚杆(索)技术规程》(CECS22-2005)，锚杆锚固段长度由下两式中较大值确定： ψ πmg t a Df N K L ?> (7.5.1-1) ψ ξπms t a f d n N K L ?> (7.5.1-2) 上面式中：L a —— 锚杆锚固段的长度（m ）； K —— 锚杆锚固体的抗拔安全系数，取2.2； N t —— 锚杆的轴向拉力设计值(kN)； D —— 锚固体的钻孔直径，按0.12m d —— 钢筋的直径（m ）； f m g ——锚固体与地层间的粘结强度标准值，2#地块按勘察报告中第59号钻孔取 锚杆周围地层加权平均值130kPa 。3#地块按勘察报告中第51号钻孔取锚杆周围地层加权平均值100kPa ，4#地块按勘察报告中第172号钻孔取锚杆周围地层加权平均值104kPa 。 f ms ——锚固体与钢筋间的粘结强度标准值，取2000kPa ； ξ ——界面粘结强度降低系数，取0.6； ψ —— 锚固长度对粘结强度的影响系数，2#地块取1.4；3#、4#地块取1.15 n —— 钢筋根数 由计算公式算得2#地块：L a 〉3.72m ，设计按照锚固段长度为5.10m 。 由计算公式算得3#地块：L a 〉7.18m ，设计按照锚固段长度为8.00m 。 由计算公式算得4#地块：L a 〉6.92m ，施工设计按照锚固段长度为8.00m 设计。 5、锚杆锚入基础的长度 根据规范要求，钢筋须插入基础内不少于35d ，本工程2#地块，采用Φ22螺纹钢筋，长度为35*22=770mm ，设计时取800mm 。本工程3#、4#地块采用Φ25螺纹钢筋，长度为35*25=875mm ，设计时取900mm 。 6、锚杆间距 本工程基础为筏板基础，考虑结构受力特点，本着减小底板弯曲应力的原则，本工程采用小吨位的锚杆。杭浮锚杆在整个底板上小间距均匀布置，局部地方（独立柱基位置）适当调整。该布置可降低底板的加筋费用，又可以减小因个别锚杆失效而造成的局部破坏。锚杆 大体成正方形布置，根据地下室抗浮区域、抗浮力要求的不同，锚杆间距为： 锚杆间距一览表 表6 7、设计实物工程量 根据计算，本工程抗浮锚杆设计实物工程量为：2号地块设置锚杆1107根，单根锚杆长度5.1m ，3#地块设置锚杆1927根，单根锚杆长度8m ，4#地块设置锚杆2707根，单根锚杆长度8m ，总计锚杆进尺43181.1m(含防水0.1m/根)。 8、锚固体强度及水泥浆配比 为增大锚固体的强度，锚固体采用豆石与砂浆结合体，填筑的豆石强度应无风化现象，
锚杆支护参数计算
1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。 煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度： 煤巷顶板岩层：m l 23.12=
锚杆支护理论计算方法
锚杆支护参数的确定 一、锚杆长度 L≥L1+L2+L3------------------------- ① =0.1+1.5+0.3=1.9m 式中： L——锚杆总长度，m； L1 ——锚杆外露长度(包括钢带+托板+螺母厚度)，取0.1m； L2 ——锚杆有效长度或软弱岩层厚度，m； L3——锚入岩（煤）层内深度（锚固长度），按经验L3≥300mm。 (一)锚杆外露长度L1 L1=(0.1～0.15)m，[钢带+托板+螺母厚度+（0.02～0.03）] (二)锚入岩(煤)层内深度(锚固长度)L3 1.经验取值法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节锚杆支护设计”中、第3.3.3条第四款规定： 第3.3.3条端头锚固型锚杆的设计应遵守下列规定: 一、杆体材料宜用20锰硅钢筋或3号钢钢筋; 二、杆体直径按表3.3.3选用; 三、树脂锚固剂的固化时间不应大于10分钟,快硬水泥的终凝时间不应大于12分钟;
四、树脂锚杆锚头的锚固长度宜为200～250毫米,快硬水泥卷锚杆锚头的锚固长度 宜为300～400毫米; 五、托板可用3号钢,厚度不宜小于6毫米,尺寸不宜小于150×150毫米; 六、锚头的设计锚固力不应低于50千牛顿; 七、服务年限大于5年的工程,应在杆体与孔壁间注满水泥砂浆。 一般取300mm ～400mm 2. 理论估算法 《在锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85“第三节 锚杆支护设计”中规定： 第3.3.11条 局部锚杆或锚索应锚入稳定岩体。水泥砂浆锚杆或预应力锚索的水泥砂浆胶结式内锚头锚入稳定岩体的长度,应同时满足下列公式: 公式(3.3.11-1)、(3.3.11-2)见图形所示。 cs st f f d k l 412≥ (3.3.11-1) cr st a f d f d k l 2214≥ (3.3.11-2) 式中la ——锚杆杆体或锚索体锚入稳定岩体的长度（cm ）； d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（cm ）； d2——锚杆孔直径（cm ）；
锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护参数设计方法 煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。 目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。 1）工程类比法 工程类比法是当前应用较广的方法。它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。它与设计者的实践经验有很大关系。然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。 （1）巷道围岩分类方法 围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。 a. 普氏岩石分级法 该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。 b. 煤矿锚喷支护围岩分类 为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
最新基坑支护设计计算书
基坑支护设计计算书
桩 锚 设 计 计 算 书 一、计算原理 1.1 土压力计算 土压力采用库仑理论计算 1.1.1 主动土压力系数 ()2 sin sin cos cos ??? ?????++=φδφδφa K 1.1.2 被动土压力系数 ()2 sin sin cos cos ??? ?????+-=φδφδφp K 1.1.3 主动土压力强度 a a ajk K C hK e 2-=γ 1.1.4 被动土压力强度 p p pjk K C hK e 2+=γ 1.2 桩锚设计计算 1.2.1单排锚杆嵌固深度按照下式设计计算： 02.1)(011≥-++∑∑ai a d T c pj p E h h h T E h γ 式中，h p 为合力∑E pj 作用点至桩底的距离，∑E pj 为桩底以上基坑内侧各土层水平抗力标准值的合力之和，T c1为锚杆拉力，h T1为锚杆至基坑底面距离，h d 为桩身嵌固深度， γ0为基坑侧壁重要性系数，h a 为合力∑E ai 作用点至桩底的距离，∑E ai 为桩底以上基坑外侧各土层水平荷载标准值的合力之和。 1.2.2 多排锚杆采用分段等值梁法设计计算，对每一段开挖，将该段状上的上部支点和插入段弯矩零点之间的桩作为简支梁进行计算，上一段梁中计算
出的支点反力假定不变，作为外力来计算下一段梁中的支点反力，该设计方法考虑了实际施工情况。 1.3 配筋计算公式为：钢筋笼配筋采用圆形截面常规配筋，并根据桩体实际受力情况，适当减少受压面的配筋数。 s y cm cm s y A f A f A f A f 32/2sin 25.1++= π παα () t s y cm s r f Ar f KSM A παπαπ ππα sin sin sin 323+-= αα225.1-=t 式中，K 为配筋安全系数，S 为桩距，M 为最大弯矩，r 为桩半径，f cm 和fy 分别为混凝土和钢筋的抗弯强度，As 为配筋面积，A 为桩截面面积，α对应于受压区混凝土截面面积的圆心角与2π的比值，用叠代法计算As 。 1.4 锚杆计算 1.4.1 锚杆截面积为： α δcos P D b b SR K A = 式中：K b 为锚杆面积安全系数，R D 为所需锚杆拉力，δP 为锚杆抗拉强度，α为锚杆与水平线之间的夹角，S 为桩距。 1.4.2 锚杆自由段长度为： () ? ?? ? ? --? ?? ?? +-+=2135sin 245cos φαφ G A H L f 式中： H 为开挖深度，A 为土压力零点距坑底距离，D 为桩如土深度，G 为锚杆深度。
锚杆锚索锚固力计算
锚杆锚索锚固力计算文件管理序列号：[K8UY-K9IO69-O6M243-OL889-F88688]
锚杆、锚索锚固力计算1、帮锚杆 锚固力不小于50KN(或5吨或12.5MPa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（MPa）×4=锚固力（KN） 锚固力（KN）÷10=承载力（吨） 例： 13MPa（拉力器上仪表读数）×4= 52KN（锚固力）52KN（锚固力）÷10=5.2吨（承载力） 2、顶锚杆 锚固力不小于70KN(或7吨或17.5MPa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（MPa）×4=锚固力（KN） 锚固力（KN）÷10=承载力（吨） 例： 18MPa（拉力器上仪表读数）×4= 72KN（锚固力）72KN（锚固力）÷10=7.2吨（承载力） 3、Ф15.24锚索 锚固力不小于120KN(或12吨或40MPa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（MPa）×3.044=锚固力（KN） 锚固力（KN）÷10=承载力（吨）
例： 40MPa（拉力器上仪表读数）×3.044= 121.76KN（锚固力）121.76KN（锚固力）÷10=12.176吨（承载力） 4、Ф17.8锚索 锚固力不小于169.6KN(或16.96吨或45MPa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（MPa）×3.768=锚固力（KN） 锚固力（KN）÷10=承载力（吨） 例： 45MPa（拉力器上仪表读数）×3.768= 169.56KN（锚固力）169.56KN（锚固力）÷10=16.956吨（承载力） 5、Ф21.6锚索 锚固力不小于250KN(或25吨或55MPa) 公式计算： 拉力器上仪表读数（MPa）×4.55=锚固力（KN） 锚固力（KN）÷10=承载力（吨） 例： 55MPa（拉力器上仪表读数）×4.55= 250KN（锚固力） 250KN（锚固力）÷10=25吨（承载力） 型号为：YCD22-290型预应力张拉千斤顶 备注：
锚杆和锚索支护参数的计算
一、锚杆支护参数的计算 1）锚杆长度的确定： 顶锚杆 根据悬吊理论计算： 本矿的煤层顶板属中等稳定形，锚杆须锚入稳定岩石0.35米，锚杆外露0.05米，，则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m) 其中 L 1------顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析 得1.3米 L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度，取0.35m L 3------锚杆外露长度，0.05m 结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m 2）锚杆间排距的确定： L= h K Q =1.02米，考虑巷道宽度间距取0.8米，排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨，经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验，锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力，取5.0 k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3 h----顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度，间距取0.8米，排间取1.0米，符合理论计算要求。 二、锚索间排距的确定： L=nF 2/［BH γ-(2F 1sin θ)/L 1］
式中： L—锚索排距，m； B—巷道最大冒落宽度，3.1m； H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6米； γ—岩体容重，取25KN/m3； L1—锚杆排距，1.0米； F1—锚杆锚固力，取50KN； F2—单根锚索的极限破断力，取210KN； θ—角锚杆与巷道顶板的夹角，85ｏ； n—锚索排数，取2； L =2×210/［3.1×3.6×23-（2×50×sin85ｏ）/1］=2.5m 考虑巷道宽度，间距取1.6米，排距取2.0米，符合理论计算要求。
锚杆锚索设计计算案例
锚杆（索）设计 根据现场地质条件和地形特征，斜坡体由于受到先期构造作用和后期风化作用强烈影响，出露基岩破碎，裂隙发育，且距交通要道较近的特点，拟采用锚杆（索）对局部卸荷裂隙发育、稳定性较差的危岩体进行锚固，以达到加固坡面，抑制风化剥落、崩塌的发生。通过现场调查及三维激光扫描数据分析，半壁山危岩体主要失稳模式为倾倒式和滑移式。 1.倾覆推力计算： 推力计算： 式中： k-后缘裂隙深度（m）。取11.1m； hv-后缘裂隙充水高度（m）.取3.7m； H-后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直距离（m）. 取15m; a-危岩带重心到倾覆点的水平距离（m），取3.4m； b-后缘裂隙未贯通段下端到倾覆点之间的水平距离（m），取6.8m; h0-危岩带重心到倾覆点的垂直距离（m），取7.2m; fk-危岩带抗拉强度标准值（kPa），根据岩石抗拉强度标准值乘以0.4折减系数确定暴雨工况下190kPa; θ-危岩带与基座接触面倾角（°），外倾时取正，内倾时取负值； β-后缘裂隙倾角（°）；
K-安全系数取1.5； 2.锚杆计算 （1）锚杆轴向拉力设计值计算公式： , 式中 Nak -锚杆轴向拉力标准值（kN）； Na -锚杆轴向拉力设计值（kN）； Htk -锚杆所受水平拉力标准值（kN）； α-锚杆倾角（°），设计取值为15°； γa-荷载分项系数，可取1.30； (2) 锚杆钢筋截面图面积计算公式： 锚杆截面积： As-锚杆钢筋或预应力钢绞线截面面积（m2）； ξ2-锚杆抗拉工作条件系数，永久性锚杆取0.69，临时性锚杆取0.92；γ0-边坡工程重要系数，取1.0； fy-钢筋或预应力钢绞线的抗拉强度标准值（kN），取300N/ mm；(3) 锚杆锚固体与地层的锚固长度计算公式：
边坡锚杆设计计算书
------------------------------------------------------------------------ 计算项目：2#工况整体稳定 ------------------------------------------------------------------------ [计算简图] [控制参数]: 采用规范: 通用方法 计算目标: 安全系数计算 滑裂面形状: 圆弧滑动法 不考虑地震 [坡面信息] 坡面线段数4 坡面线号水平投影(m) 竖直投影(m) 超载数 1 1.200 8.300 0 2 1.500 0.000 0 3 7.300 9.200 0 4 20.000 0.000 1 超载1 距离8.000(m) 宽12.000(m) 荷载(20.00--20.00kPa) 270.00(度) [土层信息] 上部土层数2 层号定位高重度饱和重度粘聚力内摩擦角水下粘聚水下内摩十字板强度增十字板羲强度增长系层底线倾全孔压 度(m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数下值(kPa) 数水下值角(度) 系数 1 7.543 18.000 --- 47.400 23.300 --- --- --- --- --- --- -7.000 --- 2 17.500 18.000 --- 10.000 17.500 --- --- --- --- --- --- 0.000 --- 下部土层数2 层号定位深重度饱和重度粘聚力内摩擦角水下粘聚水下内摩十字板强度增十字板羲强度增长系层顶线倾全孔压 度(m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数下值(kPa) 数水下值角(度) 系数 1 1.069 18.000 --- 47.400 23.300 --- --- --- --- --- --- -11.000 --- 2 8.636 18.200 --- 35.200 24.600 --- --- --- --- --- --- 0.000 --- 不考虑水的作用 [计算条件] 圆弧稳定分析方法: 瑞典条分法 土条重切向分力与滑动方向反向时: 当下滑力对待 稳定计算目标: 自动搜索最危险滑裂面 条分法的土条宽度: 1.000(m) 搜索时的圆心步长: 1.000(m) 搜索时的半径步长: 0.500(m) ------------------------------------------------------------------------ 计算结果: ------------------------------------------------------------------------ 最不利滑动面: 滑动圆心= (1.320,20.340)(m) 滑动半径= 12.038(m) 滑动安全系数= 0.807 起始x 终止x li Ci 謎条实重浮力地震力渗透力附加力X 附加力Y 下滑力抗滑力 (m) (m) (度) (m) (kPa) (度) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) -------------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 2.771 3.675 9.104 0.92 10.00 17.50 8.08 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1.28 11.67 3.675 4.579 13.494 0.93 10.00 17.50 23.66 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 5.52 1 6.55 4.579 5.482 17.967 0.95 10.00 17.50 38.04 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 11.73 20.91 5.482 6.386 22.557 0.98 10.00 1 7.50 51.12 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 19.61 24.67 6.386 7.289 27.307 1.02 10.00 17.50 62.80 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 2 8.81 27.77 7.289 8.193 32.272 1.07 10.00 17.50 72.89 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 38.92 30.12 8.193 9.096 37.528 1.14 10.00 17.50 81.12 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 49.42 31.68 9.096 10.000 43.192 1.24 10.00 17.50 87.10 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 59.62 32.42 10.000 10.754 48.873 1.15 10.00 17.50 68.84 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 51.85 25.75