锚杆支护用量计算参考表
掘进工作面锚杆锚索支护计算
掘进工作面锚杆锚索支护计算一、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—锚杆总长度，mm；L1—锚杆外露长度，最大值取50mm；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）L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm，帮锚杆取600mm）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=4500mm，H=2700mm；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34°48′b=[4500/2+2700×tan（45°-34°48′/2）]/3=1220mmc=[2700/2+2700×tan（45°-34°48′/2）]/3=904mmL顶=50+1220+800=2070mmL帮=50+904+600=1554mm根据上述公式计算得出顶锚杆L顶≥2088mm，帮锚杆L帮≥1604mm，而实际所选锚杆长度为：顶锚杆2400mm，帮锚杆1800mm，均能满足计算要求。
2、按锚杆承载力与锚固力等强度校核锚杆直径P= d2σt/4由P=Q得d=1.13×（Q÷σt）1/2式中：Q—锚杆锚固力 kN，顶锚杆取100kN，帮锚杆取80kN，P—锚杆杆体承载力 kN，σt—杆体材料的设计抗拉强度 MPa，根据检测结果，顶锚杆取335MPa，帮锚杆取235MPad—锚杆直径 cm将上述数值代入公式计算得出：顶锚杆直径为0.617cm，帮锚杆直径为0.659cm，而实际选用的顶锚杆直径为2.2cm，帮锚杆为1.8cm，所以选用的锚杆直径均能够满足计算要求。
3、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆间排距每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。
支护参数计算
支护参数计算附件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。
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(索)护坡工程数量计算表【工程量计算表(路基、路面、排水)】
16 K58+385～K58+565 左3级 180 802 25
183
68.25
31.15
0.00
2728
2573
3118
5205.0 0.8 1200.0 16
0
合计
14519 1946.49 1763.24 166.07 116012
103753
注：第二册第三分册 图号S3-2-30框格梁护坡设计图(一)~(七) 表S3-2-29路基防护工程数量表
C25砼 m3
I=G×2.73
98.28
C40砼 m3
J=F/E× G*0.275+
0.52
第1页共1页
坡面框架钢筋、混凝土
锚索
C20砼 m3
B22钢筋 kg
B16钢筋 kg
B12钢筋kg
φ15.2钢绞 C25砼 4φ15.2
线
封锚 锚索
m
m3
m
单根 锚索 长m
碎落台 长度m
K=0.11×碎 落台长度
第二册第三分册图号s3230框格梁护坡设计图一七表s3229路基防护工程数量表序号位置长度m边坡面积m2锚杆单元数列植被面积m2备注起止桩号c25砼m3c40砼m3c20砼m3b22钢筋kgb16钢筋kgb12钢筋kg152钢绞线mc25砼封锚m34152锚索m单根锚索长mefgh29fe561gig273jfeg0275052k011碎落台长度lfe119256022gmfe94860668gnintfe02117357932701go34锚索长135gp003gq3grrs1左1级1201208368499828100188486337562062346631211151201477132左2级12070823265627937844352906268231474788607110401639583左3级12021012632766300009239271206221040450401404右1级1301390399911064711520111771556319695671838121638014101565右2级130118830627819075919724949441949366246009144001688326右1级23549263670188019110216002164132621167512727128940212940014196767右2级235492265581292158341539317609899880798431207561727840161608右3级235491759477541283197061393681861807082109134142538018126639左1级227992258671548182911830014331166310355114861234142028140141302610左2级2279996539260106474592495415339314797811981218720164511右1级19121149625432620829272165018044158971745517683229403201415012右2级191165745880122851078812437174643172489369014216001611313右3级19111703441392825779726438740374711626281014280146614左
锚索锚杆计算表格(含下滑力及锚杆锚索受力及伸长值计算)
取值1-1剖面设锚处每孔锚索或锚杆承担的滑坡推力设计值F n (kN)83.6滑动面内摩擦角φ（°）15锚索或锚杆与滑动面相交处，滑动面与水平面夹角α(°)20锚索或锚杆与水平面的夹角β（°）2098.26522锚索或锚杆轴向拉力设计值Nt（kN）109.2锚筋抗拉强度设计值fy(KPa)330000结构重要性系数γ0 1.1锚索或锚杆抗拉工作系数ξ2，0.69计算每孔锚索钢绞线或锚杆总面积As（mm²）527.5计算每孔锚索钢绞线或锚杆根数n2.91单根钢绞线或钢筋公称面积A （mm ²）181.5单根钢绞线或钢筋公称直径d （mm ）15.2选用钢绞线或锚杆根数1锚固体直径d h (mm)90锚索与水泥砂浆粘结强度设计值f b （KPa ）2400钢筋与砂浆粘结工作条件系数ξ30.6锚固段长度L SA (m)0.15锚索锚固段为枣核状时，Lsa(m)1.75锚固体与锚孔孔壁粘结强度特征值f rb (kPa)200锚固体与地层粘结工作条件系数ξ11锚固段长度Lm （m ） 1.93锚 索 或 锚 杆 计 算 表锚索或锚杆轴向拉力设计值Nt（kN）锚索或锚杆与水泥砂浆粘结强度，确定锚固段长度L sa （m）按锚固体与锚孔孔壁的粘结强度，确定锚固段长度L m （m）数据名称竖向间距la 排数取值取值362-2剖面3-3剖面74073615150.26179920200.34906620200.349066788.6784.6126000012600001.1 1.10.690.69997.7992.789.67.27.189.6139.0139.015.215.288170170295029500.60.61.12 1.121.28 1.28200200117.387.35表度L sa （m）度Lm （m）cos tan )sin(φβα++=n ak F N a t p N n 20ζγ=b s t o sa f d N r L πξ3≥rb b t m f d N L πξ1≥)cos(tan )βαφβα+++n F。
掘进巷道作业规程锚杆索支护参数计算范本
8200进风系统巷支护参数计算按巷道断面为5.7×3.6m 进行验算，采用υ22×2200mm 锚杆配合球形钢托板，锚索采用υ17.8×9300mm 进行支护。
1、用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算）（1）锚杆长度L 的确定：L=l 1+l 2+l 3式中：l 1—锚杆外露长度，考虑配合钢带支护，l 1取100mm ，l 2—取普氏免压拱高（b ），f=5,l 2=b=B ／2f （f ≥3时） 顶f H B b ⎪⎭⎫ ⎝⎛-+=︒245tan 2ω（f ≤2时） f —岩石坚固性系数B —巷道跨度，5.7ml 2=B ／2f=5.7／2×5=0.57ml 3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πd τc l 3）等于杆体屈服或拉断承载力（t d σπ24）而得的公式估算： l 3=ct d τσ4=22×335/4×5=368mm 或 l 3=c td τσ4=22×445/4×5=489.5mm 式中：d —锚杆直径，22mm ；σt —杆体材料的设计抗拉强度，υ22mm 螺纹钢锚杆设计屈服强度为335Mpa ，抗拉强度为455Mpa 。
τc —锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢与砂岩取5.0 Mpa 。
所以锚杆长度 L= l 1+l 2+l 3=100+570+368=1038mm 或L= l 1+l 2+l 3=100+570+489.5=1159.5mm我们取值锚杆长度2200mm 。
（2）按锚杆杆体承载力与锚固力等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=t d σπ24，由P=Q 得：式中：Q —按矿现场锚固力拉拔试验数据取t=85000N ；σt —锚杆杆体材料的设计抗拉强度，υ22mm 螺纹钢锚杆设计抗拉强度为455Mpa 。
15mm 0154.0104550085013.113.16==⨯==m Qd t σ 所以锚杆直径选择为22mm 大于15mm 可满足支护需要。
(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、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、"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、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)。
锚杆支护工程中锚杆及砂浆耗量参考表
单位：100根
注：Φ18-Φ20锚杆钻孔直径按40mm算,Φ22-Φ25锚杆钻孔直径按42mm算,Φ28-Φ32锚杆钻孔直径按56mm算。
5m以下用手风钻，5m以上用潜孔钻或似技术选型而定。
每100根锚杆用量=(锚杆长度+0.2)×锚杆每米重量×1.03×100 （锚杆长度均指嵌入岩石的有效长度，外露部分似工程情况而定）
每100根砂浆用量=(钻孔体积-锚杆体积)×1.15×100（钻孔直径似钻头直径大小而定）
短锚杆应采用先注浆后插杆的施工方法，长锚杆采用先插杆后注浆的施工方法，但采用先注浆后安装锚杆，钻头直径应大于锚杆直径的15mm以上，采用先
安装锚杆后注浆，钻头直径应大于锚杆直径的25mm以上。
上用潜孔钻或似技术选型而定。
直径的15mm以上，采用先。