锚杆(锚索)支护计算
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、锚索锚固力计算
锚杆、锚索锚固力计算1、帮锚杆锚固力不小于50KN(或5吨或12.5MPa)公式计算:拉力器上仪表读数(MPa)×4=锚固力(锚固力(KN)÷10=承载力(吨)13MPa52KN或7吨或17.5MPa)MPa)×4=锚固力(KN)10=承载力(吨)例:4=72KN(锚固力)72KN(锚固力)÷10=7.2吨(承载力)3、Ф15.24锚索锚固力不小于120KN(或12吨或40MPa)公式计算:拉力器上仪表读数(MPa)×3.044=锚固力(KN)锚固力(KN)÷10=承载力(吨)例:40MPa(拉力器上仪表读数)×3.044=121.76KN(锚固力)121.76KN(锚固力)÷10=12.176吨(承载力)4、Ф17.8锚索锚固力不小于169.6KN(或16.96吨或公式计算:拉力器上仪表读数(锚固力(KN45MPa锚索或25吨或55MPa))×4.55=锚固力(KN)10=承载力(吨)例:55MPa(拉力器上仪表读数)×4.55=250KN(锚固力)250KN(锚固力)÷10=25吨(承载力)型号为:YCD22-290型预应力张拉千斤顶备注:1、使用扭力矩扳手检测,帮锚杆扭力矩不小于120KN,顶锚杆扭力矩不小于150KN。
2、井下排版填写记录,均填锚固力(帮锚杆50KN、顶锚杆70KN、Ф15.24锚索120KN、Ф17.8锚索169.6KN)。
3、检测设备型号:锚杆拉力计型号:LSZ200型锚杆拉力计Ф15.24锚索拉力计型号:YCD-180-1Ф17.8锚索拉力计型号:YCD18-20021.6。
锚索支护计算
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;bL ——需要悬吊的不稳定岩层厚度,3.7m ; cL ——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8.3m2、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]=1.974m3、加强锚索数目的校核,应满足 断P WK 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。
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
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
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。
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)支护设计参数验算指导意见(1)
锚杆(锚索)支护设计参数验算指导意见矿属各采掘区队:为规范我矿锚杆(锚索)支护设计参数验算,特制定本意见,要求各队对照执行。
一、采用锚杆支护基本体系,辅助锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
用锚杆将软弱的直接顶板吊挂于坚固老顶上或采用锚杆将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体上,使松动岩块不致冒落。
1.锚杆长度:L≥KH+L1+L2式中:L为锚杆长度,m;H为软弱岩层厚度或冒落拱高度,m;K为安全系数,一般取K=2;L1为锚杆锚入稳定岩层的深度,一般取0.4m;L2为锚杆外露长度[钢筋网厚度+钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+(0.01-0.05m)],m。
冒落拱高度按下式计算H=fB2/式中:B为巷道开挖宽度,m;f为岩石坚固性系数,二煤顶、底板岩石普氏系数f=3~5,取4。
2.锚杆的间排距计算锚杆间排距按以下公式计算:γaQ/KH式中:a为锚杆的间距,m;Q为锚杆的设计锚固力,取50KN;γ为被悬吊岩石的重力密度,二煤顶板重力密度为26.6KN/m3;K为安全系数,取K=2;H 为冒落拱高度,m。
a>锚杆间排距即符合要求。
3.锚杆材质目前,我矿使用锚杆直径φ22mm、材质BHRB500左旋锚杆,屈服强度500MPa,抗拉强度670MPa,拉断载荷254.7KN 。
锚杆钢材抗拉强度如表1。
表1 锚杆钢材的抗拉强度4.钻孔与锚固参数)/(222d D l d l r r a -= 式中:r d 为锚固剂直径,mm ;D 为钻孔直径,mm ;d 为锚杆直径,mm ;r l 为锚固剂长度,m ,不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数如表2。
表2 不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数5.锚杆预紧力参数预紧力设计原则是控制围岩不出现明显的离、滑动与拉应力区,合理的预紧力值能够实现对离层与滑动的有效控制,选择锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30%-60%,具体见附件《锚杆锚固力和预紧力矩计算》。
二、采用全锚索支护基本体系,辅助长锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
支护理论计算方法
1、按悬吊理论(1)锚杆长度L,L=L1+L2+L3=50+1000+300=1350mm式中:L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm(2)锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=π/4(d2σ屈)=0.25×3.14×(0.02)2×335×106=105KN 式中:σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/2kra L2=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m 式中:n——每排锚杆根数N——设计锚固力,KN/根K——安全系数,取2-3r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度m2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=((KrHB/1000fcKc)Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)=((2.5×24×510×1/1000×2×1.0)Cos(23°/2)-1)×2.65×tg(45°-63°/2)=8.9m式中:K——自然平衡拱角应力集中系数,与巷道断面形状有关;矩形断面,取2.8r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数,按实体煤取1fc——煤层普氏系数,Kc——煤体完整性系数,0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角,可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr=(2.1+8.9)×0.92/0.45×4=5.62m式中:a——顶板有效跨度之半mKy——直接顶煤岩类型性系数。
支护设计计算
附录:支护设计计算按悬吊理论计算支护参数:1、锚杆长度计算L = KH+L1+L2式中:L——锚杆长度,m H——冒落拱高度,mK----安全系数,取2L1——锚杆锚入稳定岩层深度,取0.5mL2——锚杆在巷道中的外露长度,取0.1m其中: H=B/2f=3.6/(2×4)=0.45m式中:B——巷道宽度 f——岩石坚固性系数,取4 L = 2H+L1+L2=2×0.45+0.5+0.1=1.5m施工中取L=2m2、锚杆间距、排距a、ba=b=KHrQ式中:a、b——锚杆间、排距mQ——锚杆设计锚固力,80kN/根;H——冒落拱高度,取0.45m ;K——安全系数,取2;r——被悬吊石灰岩的重力密度,24kN/m3a=b=√502×0.45×24=1.52m施工中取a=b=0.9m3、锚杆直径的选择:d=P=abhr=0.9×0.9×2×24=38.9kN/m2式中:a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度,取锚杆长度2mb---锚杆间距r---承载岩体容重24kN/m3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度,取38kN/m2d= =√4×3890×2/3.14×3800=16.1mm施工中取Φ=20mm通过锚杆直径的验算,排距确定为0.9m,间距为0.8m,能满足支护要求。
4、锚索支护参数计算:⑴确定锚索的长度:L=La+Lb+Lc+Ld式中 L----锚索总长度,mLa---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度,mLb---需要悬吊的不稳定岩层厚度,取1.5mLc---上托盘及锚具的厚度,取0.1mLd---需要外露的张拉长度,取0.3m锚索锚固长度La按下式确定:La≥K×(d1fa/4fc)式中:K---安全系数,取2d1---锚索钢绞线直径,取15.24mmfa---钢绞线抗拉强度,N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2)fc—锚索与锚固剂的粘合强度,取10N/mm2则La≥(2×15.24×1883.52)/4×10=1435.242㎜≈1.44mL=1.44+1.5+0.1+0.3=3.34m 施工取锚索长度为6.3m。
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 。
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:「cff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;hO-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;9-危岩带与基座接触面倾角(°),外倾时取正,内倾时取负值;伕后缘裂隙倾角(°);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 );a-锚杆倾角(°),设计取值为15 ° ; Y a-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);0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 ;Y-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 ;⑶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 );Y -边坡工程重要系数,取1.0 ;3-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 ;3-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:T _ N嵌1 _ _ 1 ;或:I = 住锚杆设计长度均为4m,采用①32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©15.20-1860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。
煤矿锚杆锚索支护参数设计
锚杆、锚索支护参数设计1、锚杆长度锚杆的长度L 由锚杆外露长度L 1、锚杆有效长度L 2及锚杆锚固段长度L 3三部分组成,锚杆外露长度(L 1)与锚杆锚固段长度(L 3)易于确定,关键是锚杆有效长度(L 2)的确定。
L 2可按下述方法确定:(1)L 1=垫板厚度+螺母厚度+(0.02~0.03)m ,一般取0.15m ;(2)当巷道围岩存在松动破碎带时,L 2应大于围岩松动破碎带h ,h 可由声测法或采用抛物形压力拱理论估算(f ≥3);H =fB 2 式中 B ——巷道开挖宽度,m ;f ——岩石坚固性系数,取3。
H =f B 29.0324.5=⨯=故此确定L 2的长度≥0.9m ;L 2应选择为不小于0.9m ;(3)L 3长度确定: m 635.06.020-3023l d -D d L 222r 222r 3=⨯==式中L 3 ——锚固长度,m ;d r ——锚固剂直径,23mm ;D ——钻孔直径,30mm ;d ——锚杆杆体直径,20mm ;L r ——锚固剂长度,0.6m 。
L 3长度为0.635m ;(4)锚杆长度L 确定:L=L 1+L 2+L 3=0.15+0.9+0.635=1.685m 。
为了确保顶板安全选用锚杆长度为2.2m 。
2、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力和锚固力等强度原则确定,则σtσt 52.35d Q=式中 d ——锚杆杆体直径,mm ;Q ——锚固力,由拉拔实验确定,kN;σt ——杆体材料抗拉强度,MPa.72.133355052.35σt 52.35d ===Q故此选择锚杆直径为d=20mm 。
3.锚杆间、排距锚杆间距(S c )和排距(S 1)根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定,通过锚杆按等距排列,及a=S C =S 1,则γL2a K Q=式中a ——锚杆间距,m ;K ——锚杆安全系数,一般取K=1.5~2;Γ——岩体容重,kN/m ³m 07.19.024250γL2a =⨯⨯==K Q 故此锚杆间排距确定为800×1000mm 。
锚杆计算
、锚杆(索)支护参数设计1、围岩稳定性分类根据对该区围岩分析,参照《GB50086-2001煤巷锚杆支护技术规范》(国家安全生产监督管理总局),及《煤矿支护手册》的有关数据,对围岩进行分类。
2、锚杆(索)支护设计参照《煤巷锚杆支护技术》一书中组合梁及悬吊理论计算是比较合理的。
(1)、顶锚杆长度L=L1+L2+L3式中:L1—锚索外露长度,取0.05mL2—锚杆有效长度 L2取普氏免压拱高(b), f≧3普氏岩石坚固性系数按3计。
L2按岩石破碎带高度L2=Rp-h,mRp=R0√γΖγΖsinφ+C cosφ= 2.0√(22.6×271.2/(22.6×271.2sin63°26′′+4.9 cos 63°26′))=2.056巷道宽度5.2m时,R0=2.748m式中:R0----巷道的掘进半径,2.0mγ----岩体容重,取Ⅲ类22.6 KN/m2Ζ----巷道中心距地表深度,271.2mφ----岩体内摩擦角,(°),本处取Ⅵ类相当软岩石,内摩擦角63°26′C----岩体粘结强度,取4.9KN/m2h----圆巷h= R0,非圆巷h=等于等效圆中心至顶板的距离,mRp----岩体破碎带半径,mL3=0.55L3—锚杆锚固段长度,1根锚固剂长0.55mL=0.05+2.056+0.55=2.655m通过以上计算,采用φ22×2.4m的锚杆,尚不能满足支护要求,需采用加长锚索进行加强支护。
锚杆直径:)d =3.6√(ÇÓt=3.6×√(267.11/14.44)=15.5Ç---f3-7,Ç=18.5f-12=267.14KN,Ót—杆体材料的设计抗拉强度,取14.44Mpa根据设计要求和施工安全和质量,取22mm。
(2)锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算(d2σt)P=π4= 3.14/4×((0.022)2×14.44)=112KN式中:σt----杆体材料的屈服极限Mpad----杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2400=1200mm锚杆排距L0=Nn/2kra L2=115×103×14/(2×3×24×103×4.0×2.056=1.359m式中:n——每排锚杆根数N——设计锚固力,KN/根K——安全系数,取2-3r ——上覆岩层平均容重,取24KN/ m3a——1/2巷道掘进宽度 m参照以往施工经验、《GB50086-2001煤巷锚杆支护技术规范》及汾西集团的相关规定,为保证施工安全,取锚杆间排距800×800mm。
锚网索巷道支护设计计算
说明:本计算设计包括锚杆长度计算(包括帮锚、顶锚)、锚索长度计算、锚固长度计算、锚固力计算(包括帮锚、顶锚、锚索)、锚杆直径计算(包括帮锚、顶锚)、锚杆排间距计算、锚索排间距计算1、锚杆长度计算:(1)顶板锚杆长度计算L = KH + L1 + L2式中:L —锚杆长度,m;H —冒落拱高度,m;K —安全系数,一般取K=2;L1 —锚杆锚入稳定岩层的深度,一般按经验取0.7;L2 —锚杆在巷道中的外露长度,一般取0.1m;其中:H =式中:B —巷道开掘宽度;f —岩石坚固性系数,顶板为致密灰色灰白色砂质泥岩f为4-6,此次计算f取5,L=2×4.8/(2×5)+0.7+0.1=1.76m锚杆长度取L=2000mm,符合设计要求。
(2)帮锚杆长度计算LV`=(1+f)/(1+2f)+(B-1)/(B+1) =(1+2)/(1+2×2)+(5.0-1)/(5.0+1)=1.25m 式中:LV`—两帮煤体非有效承载区宽度f—帮部煤体的普氏硬度系数,取f=2B—巷道最大跨度,B=4.8m帮部锚杆实际长度计算:L帮 = LV ` + Z + L2=1.25+0.35+0.1=1.7m fB2式中:LV`—两帮煤体非有效承载区宽度Z —帮部锚杆伸出非有效承载区之外的额定锚固深度,Z=0.35L 2—锚杆外露长度,L2=0.1m故锚杆取长度为1800mm的锚杆符合设计要求。
2、锚杆直径(1)顶板锚杆直径锚杆直径(d):按照杆体承载力与锚固力等强原则:锚杆的锚固力Q,锚杆杆体承载力P:d=35.52(Q÷σt)∧(1/2)d=16.9式中:Q:由拉拔试验确定的锚固力(单位:kN);σt:杆体材料的抗拉强度(单位:MPa),等强螺纹钢式锚杆要求σt≥570MPa。
考虑一定的安全系数,且根据计算取锚杆直径d=18mm。
(2)帮锚杆直径根据杆体承载力与锚固力等强原则计算杆体直径D:D=35.52(Q÷σt)∧(1/2)D=12.4式中:Q:由拉拔试验确定的锚固力(单位:KN);σt:杆体材料的抗拉强度(单位:MPa),等强螺纹钢式锚杆要求σt≥570MPa。
锚杆支护理论计算方法(规范)
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 。
煤矿井下支护计算方法
煤矿井下支护计算方法1、按悬吊理论(1)锚杆长度L,L=L1+L2+L3=50+1000+300=1350mm式中:L1——锚杆外露长度L2——软弱岩层厚度,可根据柱状图确定mmL3——锚杆伸入稳定岩层深度一般不小于300mm(2)锚固力N:可按锚杆杆体的屈服载荷计算N=π/4(d2σ屈)=0.25×3.14×(0.02)2×335×106=105KN式中:σ屈——杆体材料的屈服极限Mpad——杆体直径(3)锚杆间排距锚杆间距D≤1/2LD≤0.5×2200=1100mm锚杆排距L0=Nn/2kraL2=105×103×13/2×3×24×103×2.1×1=4.51m式中:n——每排锚杆根数N——设计锚固力,KN/根K——安全系数,取2-3r——上覆岩层平均容重,取24KN/m3a——1/2巷道掘进宽度m。
2、按自然平衡拱理论计算Ⅰ、两帮煤体受挤压深度CC=((KrHB/1000fcKc)Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)=((2.5×24×510×1/1000×2×1.0)Cos(23°/2)-1)×2.65×tg(45°-63°/2)=8.9m式中:K——自然平衡拱角应力集中系数,与巷道断面形状有关;矩形断面,取2.8r——上覆岩层平均容重,取24KN/m3H——巷道埋深mB——固定支撑力压力系数,按实体煤取1fc——煤层普氏系数,Kc——煤体完整性系数,0.9-1.0a——煤层倾角h——巷道掘进高度mψ——煤体内摩擦角,可按fc反算Ⅱ、潜在冒落高度bb=(a+c)Cosa/Kyfr=(2.1+8.9)×0.92/0.45×4=5.62m式中:a——顶板有效跨度之半mKy——直接顶煤岩类型性系数。
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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 。
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
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,
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;
K ——安全系数;2
断
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3.5-5.5 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/mm 2)
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(学习的时总结)
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)。