锚杆锚索支护参数校核

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锚杆(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。

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

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。

煤巷锚杆、锚索支护参数设计

煤巷锚杆、锚索支护参数设计

2 巷 道 围 岩 状 况 钻 孔 窥 视 分 析
使用 T G 1 Y D 0型岩层钻孔探 测仪 , 通过 C D将 钻 C 孔内岩层实测 图像 由电缆线传输到 。通 过计算机 对实
测图像的对 比, 可描 述 出巷道 围岩离层 、 错位 、 裂变 破
化情况 。 1 探 测 孔 位 于 37运 输 巷 道 变 电所 进 风 口 以里 , 号 0
38X .m, . 2 7 巷道 顶板完 整 , 没有 明显 的弯 曲下沉 。孔 深 4 垂直 顶 板布 置 。窥 视 结果 如 下 : m, 孔深 10 m 00 m
以下顶 板 比较破 碎 , 环形 离层多 处 ,0 0 m 以上顶板 10 m
完整 。
层顶板岩性变化较 大 , 的位置顶板 为泥岩伪顶 , 的 有 有 位 置 接顶 板为粉 细砂岩 。巷道 布置层位 也 不 固定 ,
4 结 语
验, 有力 的保 障 f 16 9 - 2 0 综采 工作面开采 的顺利进 行 , 为矿 20 0 5年 完成 10万 t 0 生产 任务 打下 了坚 实 的基
础。
通过 以 措施 的实施 , 按期 完成 了该工 作 面 的掘 进 施工任 务 , 为掘进 饥大倾 角作业 施工 总结 l宝贵 经 『
处 ,00 m 以 上顶 板 完 整 。 10 m 3 3 7巷 道 锚 杆 支 护 参 数 设 计 方 法 0 3 1 锚 杆 支 护 参 数 确 定 .
3 1 1 锚杆 长度 ..
L=L + ,+L =0 1 . 5+1 2 . 0+0 4 . 0=1 7 m, . 5 取
3 8
东 科技 堪晨
21年第1 0 2 期
煤 巷 锚 杆 、 索 支 护 参 数 设 计 锚

支护参数理论校核

支护参数理论校核

5.2.3 支护参数理论校核目前,支护参数理论校核一般采用相对比较成熟的极限平衡理论作为巷道锚网索支护设计理论基础。

1、锚杆参数的校核计算 (1)巷道理论半径的确定 ①当量半径式中:r s —巷道当量半径,m ;S —实际巷道的断面积,20.52m 2=5.7×3.6m ; k x —巷道断面修正系数,取1.2。

计算得r s =3.07。

表5-1 巷道断面修正系数k x②外接圆半径用几何作图法作巷道的外接圆,计算得r y =3.37。

③巷道理论半径比较求得的当量半径和外接圆半径,以其小者作为巷道理论半径,即:{}min , 3.07s y a r r ==(2)极限平衡区深入围岩的深度的确定当不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R ,计算公式为:()()()22+cot 1sin /cot i R a H K C P K C λγϕϕϕ=-+⎡⎤⎣⎦式中:γ-上覆煤岩层体积力,取14kN ; H -巷道埋深,按最大值取752m ; P i -支护阻力,无支护状态取0kN ; a —巷道理论半径,取3.07; C -黏结力,6.62MPa ;ϕ-内摩擦角,取36.15°;0.5(/)s x r k S π=K 2-煤岩体力学参数修正系数,取值范围1/3~1/2,一般应用取值1/2.5。

侧压系数()35.0sin 2/sin 1=-=ϕϕλ。

计算得:R =3.62m 。

则可确定极限平衡区深入巷道围岩的深度为: L 2=R -a式中:L 2-极限平衡区深入围岩的深度。

计算得L 2=0.55m ,在采动影响下,极限平衡区深入围岩深度将有所增加,根据回采巷道围岩变形规律,顶板极限平衡区深入围岩深度增加量大于两帮极限平衡区深入围岩深度增加量,顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度L 2d 与L 2b 分别取安全系数2.5和2,因此,L 2d =1.38,L 2b =1.1。

(3)顶锚杆长度顶锚杆长度通常按公式L d =L 1+L 2d +L 3计算: 式中:L d -锚杆长度,m ; L 1-锚杆锚固长度,一般取0.5m ; L 2d -顶板极限平衡区深入围岩的深度;L 3-锚杆外露长度,按照质量标准化要求,一般取0.1m 。

锚杆、锚索验算过程

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。

煤矿锚杆锚索的支护标准

煤矿锚杆锚索的支护标准

煤矿锚杆锚索的支护标准煤矿锚杆锚索是煤矿安全生产中一种常见的支护设备,它主要用于固定和支撑巷道、巷道顶板、围岩等地下工程中的硬性支护。

为确保煤矿锚杆锚索的支护效果,需要严格按照相关标准进行设计、施工和检验。

以下是煤矿锚杆锚索的支护标准的相关参考内容:1. 对煤矿锚杆锚索的设计要求:- 根据巷道的尺寸和支护的要求,确定锚杆锚索的类型、直径和长度,并确保其强度和韧性适合当地地质和工况。

- 锚杆锚索的排列和布局应合理,避免集中应力和裂纹的生成,同时保证锚杆锚索之间的间距符合要求。

- 确保锚杆锚索在受力时能够均匀分布荷载,并能够有效地传递和分散地应力,提高支护效果。

2. 对煤矿锚杆锚索的施工要求:- 锚杆锚索的安装过程中,应先进行地质勘探,确定锚杆锚索的适用长度和位置,并清除周围的杂物和矿渣,确保可以正常安装。

- 锚杆锚索的预埋长度应符合设计要求,预埋部分应与周围巷道结构相衔接,确保锚杆锚索的固定效果。

- 在锚杆锚索的施工过程中,需要控制锚杆锚索的张力和注浆量,确保张力均匀,注浆均匀,并满足设计要求。

- 锚杆锚索的固定结构应合理,确保锚杆锚索的紧固性和可靠性。

固定式锚杆锚索应与端部锚索紧密衔接,同时在锚杆锚索固定的部位设置支承结构,增加锚杆锚索的支护效果。

3. 对煤矿锚杆锚索的检验要求:- 锚杆锚索的检验工作应定期进行,包括锚杆锚索的张力、变形等方面的检测,确保锚杆锚索的使用效果。

- 锚杆锚索的检验结果应进行记录和分析,并根据需要调整和改进使用的锚杆锚索的类型和参数。

- 锚杆锚索出现异常情况时,应及时进行处理和维修,以防止事故发生。

通过严格按照煤矿锚杆锚索的支护标准进行设计、施工和检验,可以确保锚杆锚索在煤矿的支护工程中发挥良好的效果,提高煤矿的安全生产水平,保障矿工的人身安全。

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)。

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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φ15.24mm时230kN ,钢绞线直径为φ17.8mm时320kN ,钢绞线直径为φ21.6mm 时454kN 。


⎭⎫ ⎝

-︒=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 +++=
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
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;
七、煤、岩容重
十、锚索测力计技术指标
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)
十七、钢带(检测报告)。

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