锚索支护计算
锚杆(锚索)支护计算
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γ2kL 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 ；aL ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ；caa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；1d ——锚索直径； af ——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 ； dL ——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;70F 2---锚索极限承载力, kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°; n---锚索排数,取1。
锚杆、锚索验算过程
锚杆、锚索参数计算过程一、锚杆支护参数计算1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L-锚杆长度； K-安全系数，一般取2；H-冒落拱高度，m;L1-锚杆锚入稳定岩层的厚度，取0.5m;L2-锚杆外露长度,一般取0.1m。
其中：H=B/2f=4.6/（2×4.0）=0.575B-巷道掘进跨度，取4.6m； f-普氏岩石坚固性系数，取4.0。
则：L=2×0.575+0.5+0.1=1.75m ，计算得数为1.75m，所以锚杆施工时的长度取整数值2m。
2、锚杆直径的确定：（1）（巷道断面按4.6m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√4.6P/πJb=√4.6×70×103/3.14×380=16.43mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。
通过计算得数为16.43mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。
（2）（巷道断面按3.2m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√3.2P/πJb=√3.2×70×103/3.14×380=13.7mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。
通过计算得数为13.7mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。
3、锚杆间、排距计算：a=√Q/KHγ=√65.7/2×0.575×24.5= 1.527m式中：a-锚杆间、排距，m;Q-锚杆设计锚固力，Q=16.43f=65.72KN；γ-被悬吊石灰岩的重力密度，取24.5KN/m3。
通过计算得数为0.763m，所以锚杆施工时取间距0.8m，排距0.8m。
二、锚索长度计算：1、(锚索直径按17.8的计算）L=L a+L b+L c+L d=1.575+2+0.1+0.3=3.975m式中：L-锚索长度，m；L a-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，1.575m;L b-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;L c-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;L d-锚索外露长度，取0.3m。
锚索计算2019.6.20
锚索长度确定：a b c d L L L L L =+++式中 L ——锚索总长度a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，取1.0m;b L ——需要悬吊的不稳定岩层，取2mc L ——上托盘及锁具的厚度，取0.1md L ——需要外露的张拉长度，取0.2m按GB J86—1985要求锚索锚固长度a L 按下式确定：a L ≥K ×14a cd f f 式中 K ——安全系数 取K=21d ——锚索钢绞线直径 取17.8mma f ——钢绞线抗拉强度，2N mm （1427.312N mm ）c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，取102N mm则a L ≥K ×14a cd f f =1270.31mm ≈1.27m 取a L =1.27m ，则a b c d L L L L L =+++=3.57；通过以上计算和本公司现有支护材料，并考虑巷道顶部压力及围岩稳定性，5-1上煤层回风大巷外段顶板选用φ17.8×5200mm 的锚索线。
2、锚索倾角：锚索垂直巷道拱的切线安装布置3、锚索数目的确定 N=W K P ⨯断式中N ——锚索数目K ——安全系数P 断——锚索的最低破断率286.5kNW ——被吊岩石的自重，kNW=B ×h ∑×r ∑×D式中 B ——巷道掘进宽度，取最大宽度4.6m 计算h ∑——悬吊岩石厚度，取2m r ∑——悬吊岩石平均容重 19.9922kN mD ——锚索间排距，取不大于锚索长度的12 取2m则 W=3.04×2×19.992×2=243.1kN N=2×243.1268.5≈1.81根通过以上计算：巷道安注锚索时，考虑到锚索为在原锚喷支护基础上的加强支护，故两根即可满足设计要求。
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。
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0.35mL 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1.8m2）锚杆间排距的确定：L= hK 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5.0k-----安全系数，取1.5γ---岩石容重，取2.5T/m 3h----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。
煤矿井下锚杆支护知识、原理和锚杆(索)计算及支护设计公式
锚杆支护一、锚杆支护的原理锚杆支护就是以维护和利用围岩的自承能力为基点，及时地进行支护，控制围岩的变形和松弛，使围岩成为支护体系的组成部分。
通过锚入围岩内部的杆体，改变巷道围岩的本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的承载环，和围岩共同作用，达到维护巷道的目的。
这一支护形式与传统的棚式支护相比属于主动积极加固巷道围岩的支护形式。
二、锚杆在支护中的作用1、锚杆的悬吊作用悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。
如图1所示，或者是用锚杆将因巷道开挖而引起松动的岩块连接在松动区外的完整坚固岩石上，使松动岩块不至冒落。
2、锚杆的组合梁理论在层状岩层的巷道顶板中，通过锚入一系列的锚杆，将锚杆长度以内的薄层岩石锚成岩石组合梁，从而提高其承载力。
利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护，这就是锚杆组合梁作用。
组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；同时，锚杆本身也提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动。
锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。
3、锚杆锲固作用锚杆的悬吊作用锚杆的组合作用是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。
如图3。
44、挤压加固拱作用形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。
如将锚杆沿拱形锚杆的楔固作用p бb p 锚杆的楔固作用-б p (бbp巷道周边按一定间距径向排列，在预应力作用下，每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，在围岩中形成一连续压缩带。
它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，组织上部围岩的松动和变形。
显然，对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。
5、锚杆的减跨作用如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁，由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点，安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。
锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式
1 锚索排距的计算 需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为
W bB
式中： B——巷道跨度，m；
——破坏区煤岩体容重，KN/m3
b——锚索排距，m。
——顶板破坏高度，m。
( C cot )(1 sin ) 2sin R p Ro [ o ] C cot
式中，R p——为围岩松动范围（m） ； R o——巷道外接圆半径（m） ； ρo——原岩自重应力（MPa） ； C——顶板岩石粘结力（MPa） ； φ——为顶板岩石内摩擦角（°） 。 （3） 锚杆直径
2 锚杆间排距的计算
B Q / ( KHr )
式中： B—— 锚杆间排距（m） ；
3
Q——锚杆设计锚固力，8 9.8KN； K——安全系数，去 K=6； H——冒落拱高度，H=0.955m； r——被悬吊岩层的重力密度。
1 锚杆间排距的计算
（1） 顶锚杆间排距的计算 ab= Q/(KrLcos ) 式中： a——锚杆间距，m； b——锚杆排距，m； Q——顶锚杆锚固力，取 64KN； G——悬吊岩石载荷，KN； K——锚杆安全系数，m，取 1.5m； r——岩石容重，KN/m3，取 23.5； L——锚杆有效长度，m，取 1.5m；
1sin
4Q / ( s ) 4 0.1/ (3.14 380) 0.018m
式中，
1
—锚杆直径（mm）；
s —螺纹钢抗拉强度（MPa）；
Q—锚杆锚固力； 考虑富余系数1.13，锚杆直径确定为20mm。
（4） 锚杆长度
l
式中，
b tan a 1.8 tan 45 0.5 0.1 0.1 2.4(m) tan tan 45
(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 。
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锚索支护设计技术参数
1、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 ；
M MM f f d K L c a a 27.13059.127010431.14278.17241≥≥⨯⨯⨯≥⨯
≥ 其中：
K ——安全系数,一般取2；
1d ——锚索直径,17.8mm ；
a f ——锚索抗拉强度，1427.31N/㎜2；
c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2；
b
L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； c
L ——托板及锚具的厚度，0.15m ； d L ——外露张拉长度，0.25m ；
M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++=
设计取锚索长度为8.3m
2、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，4.2 m ；
H---巷道最大帽落高度，2m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，39.42kN/m 3（包括顶煤+直接顶）
L 1---锚杆排距, 0.8m,
F 1---锚杆锚固力,70 kN;
F 2---锚索极限承载力, 320kN;
θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n---锚索排数,取1。
L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2
×70×sin75°)÷0.8]=1.974m
3、加强锚索数目的校核，应满足 断P W
K N ⨯≥
式中N ——锚索数目；
K ——安全系数；2
断P ——锚索最低破断力，360kN ；
W ——被悬吊岩石的自重，kN ；
∑∑⨯⨯⨯=D h B W γ
其中：B ——巷道掘进荒宽，4.2m ；
D ——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取4.15m ；
∑h ——悬吊岩石厚度，3.7m ；
∑γ——悬吊岩石平均容重，24.13kN/m 3。
KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=⨯⨯⨯=⨯⨯⨯=∑∑γ 6.836017.15562=⨯=⨯≥断P W K N 根。