支护参数计算

合集下载

基坑支护相关计算

基坑支护相关计算
M12DM aM12
板桩最下跨度剪力Q=LL =1X77.83X1,5=58.37kNM2aM2
(2)第三道支撑处弯矩及剪力
12.5+3.0一一
M=()2x53.33=33.60kN•m
c122
1
Q=—x2.75x53.33=73.33kNc2
(3)第二道支撑处弯矩及剪力
1 2.5+2.5
M =—()2x32.91=17.14kN • m
1.815x2—4.842x=0
解x=2.67m
入土深度取1.2x=3.2m
则桩长L=H+1.2x=8.5+2.4=10.9m采用标准的12米工字钢。
<3>板桩内力及断面选择
(1)板桩最下跨度L=2x=2X2,67=1.78m
DM33
板桩最下跨度弯矩M=— L。=—X1.52X77.83=14.59kN•m
b122
1
Q=-x2.5x32.91=41.13kNb2
(4)第一道支撑处弯矩及剪力
—(2.5+0,5)2x12.5=2.43kN • m
122
1
Q=—x1.5x12.5=9.37kNa2
根据上述的四项计算,按照第三道支撑选板桩断面:
33.6x104=210cm3
1600
选用2根50#工字钢(横放)攻=142x2=284cm3〉210cm3
①二24。
1、井壁计算:
井壁使用40B钢板桩,设三道工字钢环梁做内支撑(每道支撑采用双层40B工字钢),井底采用钢筋混凝土底板(第四道支撑)。三道支撑的位 置从下至上依次为0.5、2.5、2.5米位置处,底板距离第三道支撑为三米, 满足DN2600的要求。

巷道支护参数计算

巷道支护参数计算

巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中,为了保证巷道的稳定和安全,采取一系列支护措施的工程技术。

巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一,主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。

1.巷道尺寸计算:巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。

一般来说,巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。

同时,根据巷道的用途和方向,还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。

2.巷道支护结构的尺寸计算:巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。

其中,顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护,需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素;侧墙支护一般采用锚杆和锚网,需要计算支护锚杆的数量和间距;底板支护一般采用钢架和木帮支护,需要计算底板支护的层数和尺寸等。

3.巷道支护材料的选用:巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。

一般来说,巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料;侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料;底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。

4.巷道支护力学参数的计算:巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。

支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素;巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。

在进行巷道支护参数计算时,需要根据具体的工程情况和设计要求,结合实际的地质条件和施工要求,采用合理的计算方法和参数值。

巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节,只有通过合理的计算和设计,才能确保巷道的稳定和安全。

支护设计计算

支护设计计算

支护设计计算一、工作面支护设计采用类比法进行设计。

1、根据本矿矿压观测资料,选择本工作面矿压参数,详见矿压参数参考表3-1-1。

⑴、采用经验公式计算支护强度Pt=×h×γ×k=×××7=m3——工作面合理的支护强度,kN/m3;式中:Pth——采高,~ m,平均;γ——直接顶板岩石的密度,t/m3,一般可取 t/m3,取 t/m3;k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8,应根据实际情况选取。

本工作面属于中厚煤层、顶板条件较差,取6。

⑵、选用现场矿压实测工作面初次来压时的最大平均支护强度Pt=m3因此工作支护强度应大于 kN/m3,因此本工作面取300kN/m3。

3、支柱实际支撑力Rt =kg×kz×kb×kh×ka×R =×××××250=式中:Rt——支柱实际支撑能力,kN;kg——工作系数;kz——增阻系数;kb——不均匀系数;kh——采高系数;ka——倾角系数;R——支柱额定工作面阻力,kN。

K ——支柱阻力影响系数,可以从支柱阻力影响系数表3-1-1中查得。

4n= Pt / Rt=300/=棵/ m25、排、柱距根据推进度,工作面基本支柱的排距取,则基本柱距为:L柱=1÷(L排×n)=1÷(×)=式中:L柱——工作面基本柱距,m; L排——工作面基本排距,m。

取基本支柱的柱距 m。

6、支护密度验证n ′= 每棚支柱数/(控顶距×柱距) =3/×) =棵/m 2<棵/m 2支护密度不能满足要求,由于选取的基本柱距已为最小安全宽度,因此采用每两棚支柱成组使用,交替迈步进行支护,将两棚支护柱距调整为每组距离米。

重新验证支护密度:n ′= 每组支柱数/(控顶距×组距) =5/×) =棵/m 2>棵/m 2支护密度满足要求。

巷道支护理论计算

巷道支护理论计算

各种理论计算方法一、按悬吊理论计算锚杆参数适用于层状岩层,平顶巷道顶板锚杆;距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶;上述范围没有老顶时,公式仍可套用。

1、锚杆长度计算:L=L 1+L 2+L 3式中 L ——锚杆长度,cm ;L 1——锚杆外露长度,为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ;cmL 2——破碎直接顶厚度,一般按经验取0.4m ;L 3——锚杆伸入老顶长度,按经验取≥0.30m ,或按锚固粘结力(πd τL 3)等于锚杆拉断承载力(πd 2σ/4)估算,其中:当f ≥3时,L 2=B,当f ≤2时,式中B ——巷道开掘宽度,m ;f ——岩石坚固系数。

H ——巷道掘进高度,mφ——两帮岩层的似内摩擦角。

D ——为锚杆直径,τ——为锚固剂与锚杆粘结强度,MPaσ——为锚杆抗拉强度,MPa 。

2、锚固力Q :锚杆锚固力应等于杆体承载力,杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。

Q =π(d/2)2σ=kab γL 2式中:σ——锚杆抗拉强度,MPad ——杆体直径k ——安全系数,取1.5-1.8a ——锚杆间距b ——锚杆排距γ——岩体容重L 2——巷道顶板破碎带高度。

3、锚杆间距、排距计算:设计令间距、排距均为a ,则a=(Q/K L 2γ)1/2式中α——锚杆间排距,m ;Q ——锚杆设计锚固力,150KN/根L 2——冒落拱高度,取0.25m ;γ——被悬吊岩石的重力密度,取27KN/m ³;K ——安全系数,一般取1.5-1.8。

4、混凝土喷层厚度t根据锚杆喷射混凝土支护技术规范,喷射混凝土支护厚度,最小不应小于50mm ,时。

2≤f最大不应超过200mm,结合我矿工程地质条件和已有巷道支护情况,喷射混凝土厚度设计为120mm。

某矿锚杆支护参数计算举2011.9.9

某矿锚杆支护参数计算举2011.9.9

锚杆支护参数计算举例根据锚杆加固作用原理,确定如下参数:4.1锚杆长度L=L1+L2+L3= 0.15+1.5+0.4=2.05m式中:L1—锚杆外露长度,其值主要取决与锚杆类型及锚固方式,一般取0.15 m,对于端锚锚杆,L1=垫板厚度+螺母厚度+(0.03~0.05),对于全长锚固锚杆,还有加上穹形球形的厚度;L2—锚杆的有效长度,即围岩松动圈的范围,通过査规范知一般取1.5 m;L3—锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4,由拉拔实验确定,当围岩松软时,L3还要加大,取L3为0.4m。

为安全施工,取锚杆长度L=2100mm长满足要求。

巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议(表5.4)围岩内外围层结构稳定性分析:巷道围岩范围内各部分岩体,由于其距巷道周边的距离和岩性的不同,对巷道稳定性的影响作用是有显著差别的。

根据这种作用的大小及一般巷道支护控制作用的范围,可将巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分,然后研究内外层围岩的结构类型及其与围岩稳定性之间的关系,并提出相应的围岩控制原则。

(1)内层围岩。

内层围岩是指距巷道周边较近的那部分岩体,其范围与通常意义上的松动圈范围相当。

如图所示,内层围岩的结构与性质对巷道稳定性影响最大。

这部分岩体受开挖及风化等影响严重,最易出现破坏和冒落,围岩变形的绝大部分是由这部分岩体产生的,锚杆支护、注浆加固及人为卸压等措施大致上也是在该范围岩体中进行的。

可见,内层围岩既是影响巷道稳定性的最关键部分,也是人为控制措施的主要的和直接的作用对象。

(2)外层围岩。

外层围岩是围岩中距巷道周边较远的那部分岩体。

与内层围岩相比,外层围岩受开挖及风化等影响较小,受支护控制作用的影响也较小;总的围岩变形中,外层围岩所占比例较小,对巷道稳定性的影响也较小。

(3)内外层围岩之间的关系。

根据上述定义可知,内层围岩的结构与性质是影响巷道稳定性的决定因素。

外层围岩的结构与性质对巷道稳定性的影响要通过内层围岩来实现;支护控制的主要对象是内层围岩。

支护参数计算

支护参数计算

支护参数计算一、锚杆支护参数计算用悬吊理论计算锚杆参数1、锚杆长度计算计算公式:L≥L1+L2 + L3式中:L—锚杆总长度,mL1—锚杆在巷道中的外露长度 m,(一般取0.15m)。

L1=钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+(0.02~0.05),m L2—锚杆的有效长度(顶锚杆取免压拱高度b,帮锚杆取煤帮破碎深度c):免压拱高度b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/ƒ顶m煤帮破碎深度c= Htan(45°-ω帮/2) m式中: B—巷道黄宽 mH—巷道黄高 mω帮—巷帮围岩的内摩擦角°(岩石内摩擦角定义:岩石破坏极限平衡时剪切面上的正应力和内摩擦力形成的合力与该正应力形成的夹角。

网上查:常用岩土材料参数和岩石物理力学性质一览表)ƒ顶—顶板岩石暜氏系数(坚固性系数),指南p21L3—锚杆锚入煤(岩)层内的深度 m(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)2、锚杆间距、排距计算根据每根锚杆悬吊的煤(岩)体重量G=ab L2r [a、b分别为锚杆间、排距,r为煤(岩)体比重],通常a=b,则G=a2 L2r,为安全起见,再考虑安全系数Κ(取2),故锚杆锚固力Q (取70kN)应≥2 G ,则锚杆间、排距a≤(Q/2 L2γ)1/23、锚杆直径计算——一般不计算根据锚杆承载力和锚固力等强度确定,锚杆直径d的计算公式:锚杆直径d=35×52(Q1/2/δ)式中Q—锚杆锚固力 kN (取70kN)δ—锚杆抗拉强度 MP a通过以上计算,顶、帮锚杆规格为Ø20×2400mm无纵筋建筑螺纹钢锚杆。

顶、帮锚杆间排距为800×800mm。

二、锚索支护参数计算1、锚索长度计算计算公式:L≥L a+L b + L c+ L d式中,L—锚索总长度 mL a——锚索锚入稳定岩层长度 m(不小于1m,取1.2m)【了解一下: L a≥K(d1ƒs/4 ƒc)式中K——安全系数;取2d1——锚索直径 mmƒs——锚索抗拉强度,N/㎜2;ƒc——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;取10】L b—锚索需悬吊的不稳定岩层厚度 m(自由段长,不小于3m)L c——托板、锁具厚度 m,取0.1mL d—需外露的涨拉长度 m ,取0.2m2、锚索间距计算(+825轨道巷)根据地质钻孔柱状分析,直接顶无坚硬岩层。

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证

掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.4m*高2.8m 计算)按巷道断面为3.4 x 2.6进行验算,采用巾16 x 2200锚杆配合砼托板,锚索采用巾15.24 x 4800进行支护。

1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1) 锚杆长度L 的确定:L=l i +l 2+l 3式中:I.锚杆外露长度,采用托板、垫片支护,11取160哑,12一锚杆有效长度。

12= 2fB 一巷道跨度。

取3400哑f 一普氏岩石坚固性系数,由于直接顶为复合性顶板,取最小值,4.512= B =377.8 哑13—深入稳定岩层长度,按锚固粘结力(n dT c 1「等于杆体屈服或拉断承载力(d 2b 2)而得的公式估算:式中:d 一锚杆直径,16哑; %一杆体材料的设计抗拉强度,巾16螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。

J 一锚杆与树脂的粘结强度,螺纹钢取5.0Mpa 。

锚杆长度:L=11+12+13=160+377.8+392=929.8 哑所以锚杆采用长度2200mm 能够满足使用要求。

(2) 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P , P= — d 2b ,由P=Q 得: 4 2d = 1.13 :Qt式中:Q 一按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t 相当于68600N;。

t-锚杆杆体材料的设计抗拉强度,按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。

1 d b 1 = - 2 3 4T16 x 490 4 x 5 =392 哑d = 1.13,— = 1.13 ;68600 = 0.0144m = 14.4mm同\-420 x 106 ■ t所以锚杆直径选择为16哑大于14.4哑可满足支护需要。

(3)锚杆排间距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距(a)与排距(b)(通常a=b),及锚杆悬吊岩石载荷(G=a2l2Y )等于锚杆的锚固力(Q)。

(完整版)锚杆支护理论计算方法

(完整版)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L1L1=(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)L31.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 ~400mm2. 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)crst 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 );f st ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm 2);f cs ——水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度(N/cm 2);圆钢为2.5MPa ,螺纹钢为5MPa 。

  1. 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性,平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
  2. 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
  3. 3、如文档侵犯您的权益,请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间:9:00-18:30)。

附件1、支护参数计算
(一)锚杆参数计算: 按锚杆悬吊理论计算 1、锚杆长度 L=L1+L2+L3 式中:
L :锚杆长度,mm ;
L1:锚杆外露长度,取50mm ;
L2:有效长度,mm ,(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c );
L3:锚入稳定岩层内深度,mm ,(顶锚杆取800mm ,帮锚杆取600mm);
(1) 普氏免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f
式中:
B :巷道掘进宽度(B 皮=5.5m 、B 硐室=4.4m 、) H :巷道掘进高度(H 皮=3.8m 、H 硐室=3.6m ) f煤:煤层普氏系数,f 煤=2.5;
ω帮:两帮围岩的内摩擦角,ω帮取63.26°;
皮带巷:1461mm /2.5]2)/26.6345tan(00832/5500[=-︒⨯+=皮b 探放水、调车硐室:b 硐室=mm 2221/2.5]2)/26.6345tan(36002/4400[=-︒⨯+ (2) 破碎深度:
)
2/45tan(H c 帮ω-︒⨯=
式中:
H:巷道掘进高度(H 硐室=3.6m 、H 皮=3.8m ) ω帮:两帮围岩的内摩擦角,取63.26°;
皮带巷:mm 903)2/26.6345tan(3800c =︒-︒⨯=皮
探放水、调车硐室:c 硐室=mm 856)2/26.6345tan(3600=︒-︒⨯ 由(1)、(2)可得巷道顶、帮锚杆长度分别为:
皮带巷:L 皮顶=L1+L2+L3=50+1461+800=2311mm ;
L 皮帮=L1+L2+L3=50+903+600=2003mm ;
探放水、调车硐室:L 硐室
=L1+L2+L3=50+1222+800=
2072mm ;
L
硐室
=L1+L2+L3=50+856+600=1506mm ;
23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为:顶锚杆长度为2600mm ,帮锚杆长度为2100mm ,经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度,所以满足设计要求。

2、锚杆直径
(1)顶锚杆直径计算公式为:
t
Q
d σ13
.1=
式中:
Q:锚杆锚固力 取 Q =150kN;
t σ:锚杆的抗拉强度 取 t σ=490Mpa;
mm m d 9.190199.010
4901015013.16
3==⨯⨯⨯= 23111皮带巷掘进工作面实际所选用的顶锚杆直径为22mm,大于计算出的直径,所以满足设计要求。

(2)根据西山煤电发[2010]16号文件:工作面煤帮侧的支护,必须采用φ20mm 的玻璃钢锚杆。

3、锚杆的间、排距
按锚杆所能悬吊的重量进行校验锚杆的间、排距,每根锚杆悬吊的岩石重量G =γa2L 2,锚杆的锚固力Q 应能承受G 的重量,为安全起见,在考虑安全系数k,取k=2。

式中: a:锚杆的间距
b:锚杆的排距(通常b =a )
Q:锚杆的锚固力 取Q=150KN; γ:岩体容重,N/m ³ 取γ=2.4×104N/m 3, k:安全系数 取k=2; 故有:kG <Q ,所选锚杆锚固力大于等于150KN 。

皮带巷:m L k Q
a 463.1461
.1104.2210150b 43
2
=⨯⨯⨯⨯=≤

探放水、调车硐室:m L k Q
a 599.1222
.1104.2210150b 4
3
2
=⨯⨯⨯⨯=≤
=γ 23111工作面掘进巷道实际所选锚杆间、排距均小于以上计算出的间、排距,所以满足设计要求。

(二)锚索参数计算 1、锚索长度
锚索长度计算:L=La +Lb +Lc +Ld 式中:
L: 锚索总长度
La :锚索深入到较稳定岩层的锚固长度
Lb :需要悬吊的不稳定岩层厚度,取巷道冒落最大高度(皮带巷
Lb =3.8m ,硐室取Lb =3.6m );
Lc :上托盘及锚具的厚度 取 Lc =0.1m ;
Ld :需要外露的张拉长度 取 Ld =0.3m ; 按GBJ86—1985要求,锚索锚固长La 按下式确定:
c a
f f d a K L 41⨯≥
式中:
K:安全系数,一般取2 取 K=2; d 1:锚索钢绞线直径 取 d 1=21.6mm ; f a :钢绞线抗拉强度 取 f a =1770MPa;
f c :锚索与锚固剂的粘合强度 取 f c =10MPa; 则:m mm =L a 91.16.191110
41770
6.212≈⨯⨯⨯
≥ 23111皮带巷的锚索长度:L=1.91+3.8+0.1+0.3=6.11m 23111巷道硐室的锚索长度:L=1.91+3.6+0.1+0.3=5.91m 23111掘进巷道所选锚索长度为12m ,大于计算所得的长度,所以满足设计要求。

2、锚索倾角:锚索垂直巷道的顶板布置。

3、悬吊理论校核锚索排距:
根据地质钻孔柱状图分析,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体垮落,用φ21.6mm 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,靠巷道两帮的角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,可用下式计算锚索排距。

[]112L /)sin 2(/θγF BH nF L -=
式中: L:锚索排距;
B:巷道最大冒落宽度 取 B=5.2m ; H:巷道冒落高度,按最严重冒落高度 取 H=3.6m ;
γ:岩体容重 取 γ=2.4×104N/m 3;
L1:锚杆排距 取 L1=0.8m ; F1:锚杆锚固力 取 F1=150kN ; F2:锚索极限承载力 取 F2=520kN ; θ:角锚杆与巷道顶板的夹角 取 θ=70°; n:锚索排数 取 n=1;
m L 37.5]80.0/)07sin 101502(104.26.32.5/[105201343=︒⨯⨯⨯-⨯⨯⨯⨯⨯=
皮带巷按巷宽5.5m ,巷道3.8m 代入上述公式计算得L=3.485m ,23111皮带巷掘进巷道锚索实际选取的排距最大为2.4m,小于计算所得的排距,所以选取的锚索排距满足设计要求。

相关文档
最新文档