锚杆支护设计公式

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锚杆支护理论计算方法

锚杆支护理论计算方法

锚杆支护参数的确定锚杆长度L》L l + L2+L3 -------------------- ①=0.1+1.5+0.3=1.9m式中:L —锚杆总长度,mL1 - -—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,mL3 —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(锚固长度儿31. 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333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333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公式(3.3.11 -1) (3311-2)见图形所示(3.3.11-1)(3.3.11 -2)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150X150 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 300mn〜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3311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: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(cn);f st ――锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度(N/cm);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/cm2);4d2 f cr圆钢为2.5MPa螺纹钢为5MPafcr ――水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度(N/cm2);砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPaK――安全系数,取1.2。

锚杆计算公式

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=1020mmc=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。

锚杆计算公式

锚杆计算公式

(二)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:(4) 锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算公式:锚固段长度按上述两个公式计算,并取其中的较大值。

式中:la-锚杆锚固段长度(m);frb-锚固段注浆体与地层间的粘结强度标准值(kPa);fb-锚固段注浆体与筋体间的粘结强度标准值(kPa);D-锚杆锚固段的钻孔直径(m);d-锚杆钢筋直径(m);γ0-边坡工程重要系数,取1.0;ξ1-锚固体与地层粘结工作条件系数,对永久性锚杆取1.00,对临时性锚杆取1.33;ξ3-钢筋与砂浆粘结强度工作条件系数,对永久性取0.60,对临时性取0.72;通过计算,得出:;或:;锚杆设计长度均为4m,采用Φ32螺纹钢筋作为锚筋,钻孔直径为110mm,全孔段M30水泥砂浆固结,共计132根;锚索设计长度为12m,采用4根φ15.20-1860钢绞线,钻孔直径110mm,M30水泥砂浆固结,锚固段长度不小于4m,共计30根。

锚杆(锚索)支护设计公式

锚杆(锚索)支护设计公式

锚索支护设计一、锚索设计锚固力钢绞线直径为φ15.24mm时锚固力不小于200kN 。

二、锚索支护参数校核1、锚索通过悬吊作用,达到支护效果的条件,应满足:L ≥L 1+L 2+L 3 式中:L ——锚索总长度,m ;L 1——锚索外露长度(包括钢带、托板、锁具厚度),m ; L 2——有效长度(锚索取围岩松动圈冒落高度b ),m; L 3——锚入岩(煤)层内深度,m 。

其中 L 1=0.20mL 2=b(锚索取围岩松动圈冒落高度)b=顶f H B ⎪⎭⎫ ⎝⎛-+︒245tan 2ω式中B ——巷道掘宽(切眼掘宽4.6m ) H ——巷道掘高 (3.6m)顶f ——顶板岩石普氏系数;(取2.5)`ω——两帮围岩的似内摩擦角,ω=()顶f arctan 。

带入公式算的b=1.18m L 2=1.18mL 3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差(锚固剂型号;CK2335,使用数量:4根,锚索直径:15.24mm ,锚索眼直径:28mm )带入公式得L 3=2.6mL 1+L 2+L 3=0.20m+1.18m+2.6m=3.98m2、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 aa f f d K L 41⨯≥其中:K ——安全系数;(取2)1d ——锚索直径;(15.24mm )a f ——锚索抗拉强度,N/㎜2;(1426.05) c f ——锚索与锚固剂的粘合强度,N/㎜2;(10)带入公式得La ≥1.1mb L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,m ;(2.2m ,经实际打眼,我矿顶板2m 以上为砂岩)c L ——托板及锚具的厚度,m ;d L ——外露张拉长度,m ;(L C+ L d=0.20m)带入公式d c b a L L L L L +++=≥1.1m+2.2m+0.20m ≥3.50m 以上得出:我矿锚索长度为4.2m 满足设计要求。

锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式

锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式

1 Q hB 2
7
(3) 按关键层理论确定
Q hB
8
6
nY1 B 2tg tg 2 (45 ) 2 b 2 [ B tg tg (45 )] 2

1 悬吊载荷高度的确定
(1)按拱形冒落高度确定
h
式中: h——载荷体高度; B——巷道跨度; f——坚固性系数; (2)按三角形冒落计算
B 2f
h B
式中: —经验系数 (3)按关键层理论计算
式中: u——内摩擦系数; Ph——作用滑移面上的水平应力,KN;
Ph
式中: (。 ) ——内摩擦角, 则

tg 2 (45 ) 2 2

f (b B) 2tg tg 2 (45

2
(2) 求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷 Y1,按每排安装 n 根锚索考虑, 有 nY1=W-Ff 式中: Y1——锚索的屈服载荷,KN。
——岩层倾角,取 30,
(2)帮锚杆间排距的计算 行帮支护所需提供的最大支撑力为
3max r{d H tan (45 - / 2) fH }tan 2 (45 - / 2) / f
为保持巷帮不失稳,则支护体提供的支护力 P 3max ,则锚杆的间距为: a1=Q/(b1K1 3max ) 式中: Q——帮锚杆锚固力 Q,取 40KN; a1——帮锚杆的间距,m; b1——帮锚杆排距,m; r——煤的容重,KN/m3,取 13.1; d——巷道半宽,m,取 1.5m;
h hi
式中:hi——关键层下各软弱分层厚度。
2 锚固段长度的确定
锚固段长度的确定原则是保证锚固段的粘锚力与锚索的极限抗拉载荷相匹 配。通常,在可可锚岩层中,锚固段长度不小于 1.5m 时即可满足这一要求。 3 沿巷道单位长度悬吊载荷的确定 (1) 按拱形冒落确定

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。

(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 。

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 = L +L +L式中:L :锚杆长度,mm;L ]:锚杆外露长度,取50mm;L「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);匕3: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° -3帮/2)]/f 式中:B :巷道掘进宽度(B皮二5.5m、B碉室=4.4m、)H :巷道掘进高度(H皮二3.8m、H碉室=3.6m)f煤:煤层普氏系数,f煤=2.5;3帮:两帮围岩的内摩擦角,3帮取63.26°;皮带巷:b皮二[5500/2 + 3800 * tan(45。

—63.26/2)]/2.5 = 1461mm探放水、调车硐室:b 碉室二[4400/2 + 3600x tan(45。

—63.26/2)]/2.5=1222mm(2)破碎深度:c = H x tan(45。

一①帮/2)式中:H:巷道掘进高度(H碉室=3.6m、H皮=3.8m)3帮:两帮围岩的内摩擦角,取63.26°;皮带巷:C 皮二3800 * tan(45。

—63.26。

/ 2)= 903mm探放水、调车桐室:c 碉室二3600x tan(45。

—63.26。

/2)= 856mm 由(1)、(2)可得巷道顶、帮锚杆长度分别为:皮带巷:L 由顶=Li +L2+L3= 50 + 1461 + 800 = 2311mm;L ^^=L1+L2+L3=50 + 903 + 600 = 2003mm;探放水、调车桐室:L碉室=L] +L 2 +L3= 50 + 1222 + 800 = 2072mm;L 碉室=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。

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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φ时230kN ,钢绞线直径为φ时320kN ,钢绞线直径为φ时454kN 。

二、锚索设计破断力
钢绞线直径为φ时260kN ,钢绞线直径为φ时355kN ,钢绞线直径为φ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=

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,
F1---锚杆锚固力, kN;70 F 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。

5、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

P ——锚索最低破断力,kN ;
W ——被悬吊岩石的自重,kN ; ∑∑⨯⨯⨯=D h B W γ
其中:B ——巷道掘进荒宽,m ;
D ——锚索间排距,m ;
∑h ——悬吊岩石厚度,m ;
∑γ——悬吊岩石平均容重,kN/m 3。

四、A3圆钢对岩石粘结强度(设计手册)
砂岩5-8MPa 泥岩 MPa 煤1-2 MPa C25混凝土≥7 MPa
五、螺纹钢对树脂药卷粘结强度(设计手册)
六、锚索抗拉强度(1MPa=1 N/mm2)
七、煤、岩容重
八、预应力钢绞线技术指标(检测报告)
九、Ⅰ锚杆技术指标(检测报告)
Ⅱ锚杆承载力(学习时总结)
十、锚索测力计技术指标
十、锚具技术指标
十一、顶板离层测距仪(普通)技术指标
十二、钢筋混凝土(水泥托板)技术指标(检测报告)
十三、槽钢技术指标(检测报告)
十四、锚固剂主要参数
十五、锚固剂主要参数(固化与搅拌时间)
十六、波纹钢托板(检测报告)
十七、钢带(检测报告)
十八、玻璃钢锚杆(检测报告)。

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