多道支撑(锚杆)支撑力计算

合集下载

说明隧道工程项目明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则

说明隧道工程项目明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则
隧道工程项目中明洞身开挖和支护的工程量计算规则如下：
1. 开挖体积计算
明洞身开挖体积计算公式为：V=AxLxK
其中,V代表明洞身开挖体积；A代表明洞截面积；L代表明洞长度；K代表开挖系数,通常情况下为1.1-1.5。

2. 支护长度计算
明洞身支护长度计算公式为：Ls=Ks x (P+D)
其中,Ls代表明洞身支护长度；Ks代表施工方法系数,通常情况下为1.2-1.5；P代表覆岩厚度,D 代表洞径。

3. 钢筋及支撑材料计算
明洞身支护一般采用钢筋网和锚杆支撑,其计算方法如下：
（1）钢筋网的计算
钢筋网的计算公式为：A1=K1xP+K2
其中,A1代表钢筋网面积；K1、K2为常数,与钢筋网的类型和规格有关；P代表洞身周长（一般为洞径的3倍）。

（2）锚杆的计算
锚杆的计算公式为：A2=K3 x Ls
其中,A2代表锚杆数量；Ls代表支护长度；K3为锚杆单位长度系数。

以上是隧道工程项目中明洞身开挖和支护有关的工程量计算规则,具体计算时还需要根据实际情况进行调整。

(参考资料)锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式

1锚杆支护参数的确定（1）两帮破坏范围C 的确定222 1.5[-]()cos(/2)2cot (45)112t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσαϕ+-=+---式中，k ——应力集中系数；kt ——巷道维护时间影响系数； k c ——煤层稳定影响系数；σc ——煤帮煤层单轴抗压强度（MPa ）； σy ——垂直自重应力（MPa ）； α——煤层倾角（°）；h c ——被巷道切割的煤层厚度（m ）； l t ——巷道切割煤层（岩层）的最大宽度 u ——煤层的泊松比； φ——煤层的内摩擦角（°）。

（2）巷道顶板破坏范围的确定1sin 2sin (cot )(1sin )[]cot o p o C R R C φφρφφφ-+-= 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4/()40.1/(3.14380)0.018s Q m φπσ==⨯⨯=式中，s mm a Q 1.1320mm σΦ—锚杆直径（）；—螺纹钢抗拉强度（MP ）；—锚杆锚固力；考虑富余系数，锚杆直径确定为。

（4）锚杆长度tan 1.8tan 450.50.10.1 2.4()tan tan 45b a l m ∂++=+=+=∂式中，b m a m ∂。

—组合拱厚度（);—锚杆对岩层的控制角（）—锚杆间排距（）。

2锚索支护参数的确定1锚索长度的确定123a a a a L L L L =++式中：L a ——锚索长度（m ）；L a1——锚索外露长度（m ）； L a1——锚索有效长度（m ）； L a2——锚索锚固长度（m ）。

（1）静压软岩巷道在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。

锚杆计算书

M法计算书土压力计算依据《建筑基坑支护技术规程》(JGJ120-99)。

1.地质勘探数据如下：—————————————————————————————————————序号 h(m) (kN/m3) C(kPa) (°) M值计算方法1 0.80 18.00 8.00 8.00 1280.0 水土合算2 2.40 18.30 39.63 10.13 5002.0 水土合算3 5.40 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算4 2.40 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算5 2.00 19.00 0.00 15.00 3000.0 水土合算—————————————————————————————————————表中：h为土层厚度(m),为土重度(kN/m3),C为内聚力(kPa),为内摩擦角(℃)2.基底标高为-5.60m，支撑分别设置在标高-1.50m处，计算标高分别为-2.00m、-5.60m处，3.地面超载：—————————————————————————————————————序号布置方式作用标高m 荷载值kPa 距基坑边线m 作用宽度m 1 局部荷载 0.00 20.00 0.00 8.40—————————————————————————————————————基坑侧壁重要性系数为0.90,为三级基坑采用工字钢，其型号是36b号工字钢截面面积A=0.0100m2，截面惯性矩I=0.00016530m4，截面弹性模量E=206000.00N/mm2抗隆起、抗倾覆验算结果按地基承载力验算抗隆起基坑外侧支护结构底部至地面之间土层的加权重度1=18.79(kN/m3)基坑内侧支护结构底部至坑底之间土体的加权重度2=19.00(kN/m3)支护结构嵌入深度D=6.40(m)基坑开挖深度h=5.60(m)基坑地表附加荷载q=20.00(kPa)坑底被动区附加荷载q pa=0.00(kPa)支护结构底部滑裂面上地基土的粘聚力c=0.00(kPa)支护结构底部滑裂面上地基土的内摩擦角=15.00°Nq=3.94Nc=10.98计算的抗隆起安全系数为Kwz=[0.00×10.98+(19.00×6.40+0.00)×3.94]/[18.79×(5.60+6.40)+20.00]=1.95达到规范规定安全系数1.80,合格!按滑弧稳定验算抗隆起围护墙底以上地基土各土层天然重度的加权平均值=18.87(kN/m3) 围护墙在基坑开挖面以下的入土深度D=6.40(m)主动土压力系数Ka=tg2(45o-14.32o/2)=0.61滑裂面上地基土的粘聚力加权平均值c=5.52(kPa)滑裂面上地基土的内摩擦角加权平均值=0.25(弧度)基坑开挖深度h0=5.60(m)最下一道支撑距地面的深度h0'=1.50(m)最下一道支撑面与基坑开挖面间的水平夹角a1=0.40(弧度)以最下一道支撑点为圆心的滑裂面圆心角a2=2.34(弧度)坑外地面荷载q=20.00(kPa)q f=18.87×1.50+20.00=48.30(kPa)M SL=0.5×(18.87×1.50+20.00)×6.402=989.14(kN.m/m)R3=5.60×6.40+(2.34-0.40)×6.402=115.23(m2)R2=0.5×6.402×48.30+{2.34-0.40-0.5×[sin(2×2.34)-sin(2×0.40)]}-1/3×18.87×6.403×{sin2(2.34)×cos(2.34)-sin2(0.40)×cos(0.40)+2×[cos(2.34)-cos(0.40)]} =7142.34(kN.m/m)R1=6.40×(18.87×5.602/2+20.00×5.60)+0.5×6.402×48.30×[2.34-0.40+sin(2.34)×cos(2.34)-sin(0.40)×cos(0.40)]-1/3×18.87×6.403×[cos3(2.34)-cos3(0.40)]=5516.94(kN.m/m)M RL=5516.94×0.61×tg(0.25)+7142.34×tg(0.25)+115.23×5.52=3266.06(kN.m/m)计算的抗隆起安全系数为:K L=3.30=3266.06/989.14=3.30达到规范规定安全系数1.80,合格!按经验公式计算基坑隆起量：基坑开挖深度H=5.60(m)地表超载q=20.00(kPa)支护结构底部处土的粘聚力c=0.00(kPa)支护结构底部处土的内摩擦角=15.00(°)基坑外侧支护结构底部至地面之间土层的加权重度1=18.79(kN/m3)基坑外侧坑底至地面之间土的加权重度2=18.56(kN/m3)支护结构入土深度D=6.40(m)基坑底最大隆起量=-291.67-20.65+116.93+293.09=97.69(mm)验算抗倾覆稳定最下一道支撑(若无支撑,则为桩顶)以下的主动土压力合力为Ea=567.46(kN/m)，合力标高为Elva=-7.61(m)被动土压力合力为Ep=660.88(kN/m)，合力标高为Elvp=-9.87(m)最下一道支撑(若无支撑,则为桩顶)的标高为Elvs=-1.50(m)主动土压力对最下一道支撑产生的力矩为Moc=Ea×(Elvs-Elva)=567.46×(7.61-1.50)=3467.29(kN.m/m)被动土压力对最下一道支撑产生的力矩为Mrc=Ep×(Elvs-Elvp)=660.88×(9.87-1.50)=5529.36(kN.m/m)计算的抗倾覆安全系数为:1.59达到规范规定安全系数1.03,合格!内力及位移计算采用m法计算计算采用位移法有限元，单元最大长度为0.1m。

多道支撑(锚杆)支撑力计算

3.6 多道支撑（锚杆）挡土桩墙计算
多道（层）支撑（锚杆）挡土桩的计算方法很多，有等值梁法；二分之一分担法；逐层开挖支撑支承力不变法；弹性地基梁法（m法）；有限元计算法等。
3.6.1 等值梁法
一、计算步骤
多道支撑等值梁法计算原理与单道相同，但须计算固端弯矩，求出弯矩后尚须进行分配，最后计算各支点反力。
远端为铰支座时： SIk = 3iIk， CIk = 0 其中iIk = EI / lIk，并称为杆件的线刚度。在前面的分段计算中得到的固定端C、D的弯矩不能相互平衡，需要继续用刚刚介绍的弯矩分配法来平衡支点C、D的弯矩。 2. 求分配系数固端C：SCB = 3iCB = (3/7)EI，SCD = 4iCD = (4/6)EI = (2/3)EI， S CI = SCB + SCD = (23/21)EI
根据MF = 0，可以列出下式：
116.2 5.5 ( 6.19RD
5.5 5.5 34.4 5.5 0.69) ( 0.69) 2 2 3 0.69 150.6 2 0.69 485 2 3
RD'' = 476kN 根据MD = 0，可以列出下式：
q1 = qD = 116.2kN，q2 = 150.6 - 116.2 = 34.4kN，q3 = 150.6kN 。从《建筑结构静力计算手册》P162 、 P164 、 P166可以查得：
M DF qb q1 a 2 a 2 q2 a 2 a 12 a 3 b (2 ) [8 9 ( ) 2 ] 3 [1 ( ) 2 ] 8 l 24 l 5 l 6 5 l
M CD
q1 l 2 q 2 l 2 78.5 6 2 37.7 6 2 -280.7 kN⋅m 12 30 12 30

煤矿锚杆支护技术参数

煤矿锚杆支护技术参数
一、锚杆材料参数
1.锚杆材质：锚杆一般采用高强度合金钢材作为材料，具有良好的抗拉强度和耐腐蚀性能。

2. 锚杆直径：根据不同巷道的条件和需要，锚杆直径一般为20mm到32mm之间。

3.锚杆长度：锚杆长度根据巷道的高度进行设计，一般为2m到5m之间。

二、锚杆布置参数
1.锚杆布置密度：锚杆的布置密度根据巷道围岩的稳定性要求进行设计，通常为每平方米布置6到8根锚杆。

2.锚杆锚固长度：锚杆的锚固长度一般为1.5m到2m之间，确保能够有效地抵抗巷道围岩的变形和压力。

3.锚杆锚固间距：锚杆的锚固间距根据不同巷道的岩层条件和压力进行设计，一般为1m到1.5m之间。

三、锚杆支护参数
1.锚杆预应力：锚杆的预应力根据巷道围岩的变形和压力进行调整，一般为6kN到10kN之间。

2.锚杆支护力：锚杆支护力在施工过程中要经过相关计算确定，一般为10kN到20kN之间。

3.锚杆锚固力：锚杆的锚固力需要根据巷道围岩的变形和压力进行计算，确保能够有效地支撑巷道围岩。

四、锚杆支护施工参数
1.锚杆支护施工速度：锚杆支护施工速度一般为每班次30根到50根
之间，具体根据巷道的长度和条件进行安排。

2.锚杆灌浆压力：锚杆灌浆压力应根据巷道围岩的密实程度进行调整，一般为10MPa到20MPa之间。

3.锚杆支护施工质量：锚杆支护施工质量应符合相关技术标准，确保
锚杆支护效果和巷道的安全性。

以上就是煤矿锚杆支护技术参数的一些基本介绍，通过合理的参数设
计和施工操作，可以有效地提高煤矿巷道的稳定性和安全性。

当然，实际
应用中还需要根据具体的矿井条件和需求进行调整和优化。

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。

巷道锚杆支护计算公式概要

巷道锚杆支护计算公式概要一、基本概念锚杆支护是通过将锚杆（一种具有一定强度和刚度的锚杆材料）固定在地层中，以增加地层的稳定性和抗变形能力。

巷道锚杆支护的计算公式主要包括锚杆的受力计算和巷道的稳定性分析。

二、锚杆受力计算1.锚杆受拉力计算公式锚杆受拉力是锚杆支护中最主要的受力状态，其计算公式为：T=σA×d其中，T为锚杆受拉力(N)，σ为地层的单向抗拔强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

2.锚杆受剪力计算公式锚杆也会受到一定的剪力作用，当地层存在剪切面时，剪力的计算公式为：Q=τA×d其中，Q为锚杆受剪力(N)，τ为地层的单向抗剪强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

三、巷道稳定性分析巷道的稳定性分析主要用来判断巷道是否发生坍塌或开裂等变形情况。

巷道的稳定性分析常用的参数包括位移和应力。

位移和应力的计算公式如下：1.巷道位移计算公式巷道的位移是衡量巷道稳定性的重要指标，巷道的位移计算公式为：δ=(q×l^2)÷(2E×I)其中，δ为巷道的位移(m)，q为巷道的荷载(kN/m)，l为巷道的跨度(m)，E为巷道的弹性模量(kN/m^2)，I为巷道的惯性矩(m^4)。

2.巷道应力计算公式巷道的应力是衡量巷道稳定性的另一个重要指标，巷道的应力计算公式为：σ=M÷S其中，σ为巷道的应力(MPa)，M为巷道的弯矩(N·m)，S为巷道的截面模数(mm^3)。

四、总结巷道锚杆支护的计算公式是巷道工程中非常重要的一部分，能够帮助工程师们在设计和施工过程中判断巷道的稳定性和受力情况。

本文概要介绍了锚杆受力计算公式和巷道稳定性分析的计算公式，为巷道工程的设计和施工提供了一定的参考和指导。

锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定

a1=Q/(b1K1 )
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——巷帮高度，m，取高帮3.0；
——煤层内摩擦角，取25度；
f——煤层普氏系数，一般取2～3，取2；
K1——锚杆安全系数，一般取1.5～2，取2；
2锚索间排距的计算
1锚索长度的确定
锚索长度L包括孔内长度L1与外漏长度L2
L1=Nb
式中：
L——锚索长度，m；
L1——锚索孔内长，m；
L2——锚索外露长度，m，取0.3；
B——巷道跨度，m，取3；
n——经验系数，一般1.5～2，取2。
2锚索排距的计算
由于回采巷道跨度不大(3 m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。
1锚索长度的确定
式中：
La——锚索长度（m）；
La1——锚索外露长度（m）；
La1——锚索有效长度（m）；
La2——锚索锚固长度（m）。
（1）静压软岩巷道
在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度：
式中，a——巷道宽度（m）；
——岩层倾角，30度。
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
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。
(2)潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力f，即
式中：
u——内摩擦系数；
Ph——作用滑移面上的水平应力，KN;

(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 。

锚杆长度、间排距、直径计算公式

顶板锚杆支护间排距、长度、直径计算方法一、使用适用条件和地点1、田庄煤矿二水平北翼皮带巷、二水平南翼皮带巷等开拓大巷2、巷道宽B=3.8m ，巷道高H=2.5m ，巷道顶板为泥岩（页岩），经查设计手册P254页表1-4-37，得该顶板岩石普氏岩石坚固性系数为f=3，或者部分段f ≦2。

一、锚杆长度计算1、计算公式L=L 1+L 2+L 32、L1的计算L1=铁垫板厚（铁托盘）+螺母厚+（20-30mm ），我矿铁垫板（铁托盘）厚度为8mm ，螺纹钢用螺母厚度为30mm ，由上得 L 1=8mm+30mm+30mm=68mm3、L 3的计算（1）、经验取值法L 3为深入老丁长度，可按经验取L 3≧300mm ，因我矿17煤巷道顶板在距顶板上1-1.5m 处没有老顶，亦可套用设计手册P2671页表6-1-88中L 3计算公式，此时老顶取概念为载荷高度、破碎带高度以外的非破碎稳定带。

根据我矿17煤巷道顶板特性可取L 3=500mm 。

（2）、理论估算法按锚固粘结力（π*d*τc *L 3）等于杆体屈服（软钢）或拉断承载力（σπt **4d 2）得公式估算如下：L 3=d*σt /(4*τc )=τσc t d *4* 其中：d ----锚杆直径，单位mm ，暂取锚杆直径为d=16mm ，σt ----杆体材料的设计抗拉强度，单位MPa ，经查设计手册P2666页表6-1-80得螺纹钢锚杆（16锰）屈服强度为340MPa ，抗拉强度为520MPa 。

τc ----锚杆与砂浆的粘结强度；圆钢τc ≈2.5MPa ，螺纹钢τc ≈5MPa ，所得L3尚需对砂浆与孔壁岩石间粘结强度进行校核，砂浆与石灰岩粘结强度为2.5 MPa ，砂浆与粘土岩粘结强度为1.8 MPa 。

开拓大巷选用螺纹钢锚杆，因砂浆与粘土岩粘结强度为1.8 MPa ，所以取τc =1.8 MPa ，所以根据公式计算如下：L 3=τσctd *4*=16mm*520MPa/（4*1.8 MPa ）=1155mm ；或 L 3=τσc t d *4*=16mm*340MPa/（4*1.8 MPa ）=755mm4、L 2的计算（1）、L 2的取法有很多种，其中取L 2≧伪顶厚度、取L 2≧易碎直接顶厚度、L 2取不同岩体的经验载荷高度均不适合我矿现场条件。

深基坑桩锚支护结构考虑开挖过程的分析计算

依此类推，在每一道锚杆施工完成并
发挥作用前，位置处已经发生了初始变其
地面超载。被动侧土压力简化为土弹簧支
的外荷载与结构内力相平衡，列出基本平
９中国勘察设计２
层厚
层
底
力学指标
主动土压力
锚杆剖面
３３
８２
’ １
１基坑外侧主动土压力（）水土合算），
开挖面以上呈梯形分布，开挖面以下为矩形分布：２）锚杆水平刚度系数Ｋ，按下式计算：
衡方程如下
ＫＴ＝
图４地质情况和锚杆剖面
３ＥＥＡＡｓｃｃ｛（＝Ｒ）Ｋ）６）（（４）
３０１０２８
、葱＼｛－
— Ｊ
距ａ２０＝００唧，锚杆支撑分别在一．ｍ，一２Ｏ
５５，一．ｍ处，．ｍ９Ｏ锚杆倾角一Ｏ，地面２。
１１Ｉ
７９８
超载４ｋ／Ｔ。地质情况和锚杆剖面如图０ＮＩＩ＇
是很粗略的。
１）一步开挖施工，开挖至第一道第
未施工，其位置处支护桩已产生初始水平
法虽然使用简单，不能考虑开挖过程对锚杆支撑位以下Ａ处，此时第一道锚杆尚但
变形６ … 支护桩已有相应的位移、弯矩
为梁单元，基坑底面以下的挡土结构为弹和支撑锚杆弹性系数矩阵｛）Ｋ叠加到整体

锚杆计算(参考)

（一）岩巷锚杆支护参数计算轨道下山掘进时，巷道均为岩巷，巷道采用锚喷支护，锚杆参数按单体锚杆悬吊作用计算。

1. 锚杆长度LL=L 1+L 2+L 3式中 L1—锚杆外露长度，50mm ；L3—锚杆深入老顶长度，按经验取500mm ；L2—软弱岩层厚度，按下式计算⎥⎦⎤⎢⎣⎡+︒+=)245cot(212w H B f L ϕ 式中 f —巷道顶板普式坚固性系数，取2；B —巷道掘进跨度，4.1m ；H —巷道掘进高度，3.1m ；w ϕ—两帮岩层的似内摩擦角，63.4°。

带入上式，得⎥⎦⎤⎢⎣⎡++=)24.6345cot(1.321.4212L =1392mm 则锚杆长度L=50+1392+500=1942mm根据已施工岩巷经验，锚杆长度取2000mm 。

2. 锚杆直径d按杆体承载力与锚固力等强度原则计算锚杆直径t Q d σ13.1=式中 Q —锚杆的锚固力，70×103N ；σt —锚杆抗拉强度，取400×106Pa 。

则 63104001013013.1⨯⨯=d =0.0204m=20.4mm锚杆选用Φ22高强度左螺旋钢锚杆。

3. 锚杆间距a按单体锚杆悬吊作用计算锚杆间距。

2krL Qa =式中 Q —锚杆锚固力，≮70×103N ；k —安全系数，取1.8；r —岩体容重，26.3×103kN/m 3；L 2—巷道顶板岩体破碎带高度，1.3m 。

则m a 06.13.1103.268.1107033=⨯⨯⨯⨯= 根据现场施工经验，选取锚杆间距为800mm 。

4. 锚杆排距b2L B r k N n b ••••= 式中 n —顶板每排锚杆根数，n=9；N —每根锚杆锚固力，N ≮70kN ；k —安全系数，取ｋ=4.5；ｒ—顶板岩层容重，ｒ=26.3kN/m 3；B —巷道掘进跨度，4.1m ；L 2—岩层破碎带高度，1.3m 。

则=⨯⨯⨯⨯=3.11.43.263709b 0.998m 根据实际情况，取锚杆排距为800mm 。

矿山锚杆锚索测力计算公式

矿山锚杆锚索测力计算公式矿山锚杆锚索测力计算是矿山工程中非常重要的一部分，它可以帮助工程师们准确地计算出锚杆锚索的受力情况，从而确保矿山工程的安全运行。

在矿山工程中，锚杆锚索通常用于支护和加固地下巷道、坡面、井筒等工程结构，承担着重要的支护作用。

因此，对锚杆锚索的受力情况进行准确的计算是非常重要的。

在进行锚杆锚索测力计算时，需要考虑的因素有很多，比如锚杆锚索的材料特性、受力情况、支护结构的形式等。

而在实际工程中，通常会采用一些常见的计算公式来进行锚杆锚索测力计算，下面我们就来介绍一下常见的计算公式。

1. 锚杆锚索受力计算公式。

在进行锚杆锚索受力计算时，需要考虑到锚杆锚索的受力情况，通常包括拉力、剪力和弯矩等。

而在实际工程中，通常会采用以下的计算公式来进行受力计算：拉力计算公式，F = A σ。

其中，F为锚杆锚索的拉力，A为锚杆锚索的截面积，σ为锚杆锚索的应力。

剪力计算公式，V = Q / A。

其中，V为锚杆锚索的剪力，Q为锚杆锚索的受力，A为锚杆锚索的截面积。

弯矩计算公式，M = F e。

其中，M为锚杆锚索的弯矩，F为锚杆锚索的拉力，e为锚杆锚索的杆心距。

2. 锚杆锚索测力计算公式。

在进行锚杆锚索测力计算时，通常会采用一些特定的测力计算公式来进行计算。

常见的测力计算公式有以下几种：（1）钢丝绳测力计算公式，T = K D S。

其中，T为钢丝绳的拉力，K为钢丝绳的弹性系数，D为钢丝绳的直径，S为钢丝绳的伸长量。

（2）液压测力计算公式，P = F / A。

其中，P为液压的压力，F为受力，A为受力的面积。

（3）压力传感器测力计算公式，F = P A。

其中，F为受力，P为压力传感器的输出压力，A为受力的面积。

3. 锚杆锚索受力计算实例。

为了更好地理解锚杆锚索的受力计算，我们可以举一个简单的实例来说明。

假设一根钢丝绳的直径为10mm，长度为100m，受力时伸长了5mm，弹性模量为2.110^5N/mm2，求钢丝绳的拉力。

深基坑工程——第七章排桩1-悬臂桩

34
一、悬臂桩的设计计算内容
(1) 悬臂桩嵌固深度的确定。 (2) 支护结构体系的内力分析和结构强度计算。 (3) 基坑的稳定性验算。 (4) 基坑底抗渗流稳定验算。 (5) 基坑的变形计算，内容包括支护结构的侧向位移、坑外地面的沉降和坑底隆起等项目。
35
二、悬臂桩的设计计算原理
悬臂桩主要依靠嵌入土内的深度，来平衡自重应力、地面荷载及渗流等形成的侧压力。因此首先要计算嵌固深度。其次还要计算桩所承受的最大弯距，以便核算钢板桩的截面及灌注桩直径和配筋。
24
二、排桩的类型及止水咬合式排桩
因场地狭窄等原因，无法同时设置排桩和隔水帷幕时，可采用桩与桩之间咬合的形式，形成可起到止水作用的咬合式排桩围护墙。咬合式排桩围护墙的先行桩采用素混凝土桩或钢筋混凝土桩的类型及止水
咬合式排桩特点
1. 受力结构和隔水结构合一，占用空间较小。 2. 整体刚度较大，防水性能较好。 3. 施工速度快,工程造价低。 4. 施工中可干孔作业, 无须排放泥浆, 机械设备噪音低、振动少, 对环境污染小。 5. 对成桩垂直度要求较高，施工难度较高。
常用钢板桩截面形式 (a) Z型;(b) U型 ;( c )一字型;(d)组合型
a）U形板(桩a) 相互连接
b）Z形板桩(b相) 互连接 c）H形(c)板桩
锁口——形成整体，具有较好的隔水能力。
7
钢板桩＋水平支撑
U型钢板桩
插打
入土
U型板桩相互连接
8
9
9
10
10
SMW工法（劲性水泥土搅拌桩）--板式支护-钢板桩
3
一、排桩围护结构的概念
排桩围护结构：是采用连续的柱列式排列的桩体形成的围护结构。根据排桩中单个桩体的成桩工艺的不同，可分为：钻孔灌注桩、预制混凝土桩、挖孔桩、压浆桩、 SMW工法（型钢水泥土搅拌桩）等。横截面形状主要有圆形和板状两大类。

锚杆支护理论

本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。

锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。

目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。

这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。

一、锚杆支护理论支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。

支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。

支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。

（一）锚杆支护理论综述1、悬吊理论1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。

图4-1 锚杆悬吊作用原理示意图2）缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。

3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。

图4-2 a拱形巷道的锚杆悬吊作用 b软弱岩层的锚杆悬吊作用2、组合梁理论1）机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。

将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。

在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。

在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁(板)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。

锚杆支护相关的几个力的概念

锚杆支护相关的几个力的概念1定义锚固力：指锚杆对围岩的约束力，它包括径向锚固力和切向锚固力，径向锚固力含托锚力和粘锚力。

托锚力是托板阻止围岩向巷道内位移，对围岩施加的径向支护力；粘锚力是锚杆通过粘结剂对围岩施加的径向作用力；切向锚固力是锚杆体贯穿岩体弱面，对弱面的滑动和张开产生的限制力；单位kN.拉拔力：指阻止锚杆从岩体中拔出的力。

拉拔力可分为设计拉拔力和检测拉拔力。

通常说的拉拔力指设计拉拔力，其值应大于锚杆破断力；单位kN.锚杆预紧力：在锚杆安装过程中，对锚杆杆体施加的轴向拉力，单位kN .锚杆预紧力矩：在锚杆安装过程中，对锚杆螺母施加的力矩，单位N·m.锚杆预应力：在锚杆安装过程中，对锚杆杆体施加的轴向拉应力，等于锚杆预紧力与杆体横截面积的比值，单位MPa.2测量方法2.1锚固力测试锚杆的锚固力一般用测力计进行，目前井下一般用的是ML-20型/ML-30型锚杆拉力计。

安装测力计过程：①检查拉力计内工作台液压力表油管接头情况；②锚杆连接杆（内螺纹）直接套在锚杆端头的螺纹上，拧入的螺纹不少30mm;③安装套筒，套筒紧靠锚杆托盘，再安装千斤顶（伸缩油缸的一端向外，紧靠螺母），用扳手拧紧螺母；④将油管连接到千斤顶上；⑤旋紧开关旋扭；⑥用力匀速加压操作柄，时刻注意压力表，直至达到设计锚固力停止，缓缓旋开开关旋扭卸压。

注意事项：（1）选择托盘处岩煤平整无破碎现象的位置；（2）垫板应尽量选择平整刚性的；（3）锚杆螺纹外露长度在25~40mm之间，且锚杆与煤岩面应垂直；千斤顶轴心连接杆锚杆体中心线一致；（4）加压前应检查测力计完好状况（工作介质管路压力表旋扭千斤顶等）；（5）锚杆测力计加压应均匀缓慢，直至锚杆松动或压力表读数至锚杆设计锚固力数值即停止，一般不作破坏性实验；（6）千斤顶卸压时，缓慢松开开关旋扭；（7）压试时，被检锚杆的附近3m不得有人；（8）树脂锚杆若在安装后半小时测定应将测定值乘以1.3的系数；（9）锚杆锚固力测试时应有安全保护措施。

锚杆、锚索计算公式

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、按悬吊理论计算锚杆参数：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0.5m ； L2 — 锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m ；其中：H =f B2式中：B — 巷道开掘宽度；f —岩石坚固性系数，砂岩取；则L=2、锚杆间排距计算，通常间排距相等，取a ：a =KHr Q式中：a — 锚杆间排距，m ；Q — 锚杆设计锚固力， KN/根；H —冒落拱高度，取m；r —被悬吊砂岩的重力密度，取KN/m3；K —安全系数，一般取K=2；3、锚杆锚固长度计算：L0 = LD21 /（D2-D22）式中：L--锚固剂长度，为500mm。

D--钻孔直径，为32mm。

D1—树脂锚固剂直径，为28mmD2--锚杆内径，为20mm .四、锚索间排距的确定：L=nF2/［BHγ-(2F1sinθ)/L1］式中：L—锚索排距，m；B—巷道最大冒落宽度，m；H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取米；γ—岩体容重，取KN/m3 ；L1—锚杆排距，米；F1—锚杆锚固力，取KN；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；考虑巷道宽度，间距取米，排距取米，符合理论计算要求。

五、1、锚索长度确定：L=L1+L2+L3+L4 式中L ——锚索总长度L1——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m; L2——需要悬吊的不稳定岩层，取 mL3——上托盘及锁具的厚度，取0.2mL4——需要外露的张拉长度，取0.35m 按GB J86—1985要求2、锚索锚固长度L1按下式确定：L1≥K ×2411f f D 式中 K ——安全系数取K=2D1——锚索钢绞线直径取 mmf1——钢绞线抗拉强度， N /mm 2f2——锚索与锚固剂的粘合强度，取10N /mm 23、锚索数目的确定 N=K ×1P W 式中 N ——锚索数目K ——安全系数P1——锚索的最低破断率286.5kNW ——被吊岩石的自重，kN4、W=B ×∑h ×∑r ×D 式中B ——巷道掘进宽度，取最大宽度 m 计算∑h——悬吊岩石厚度，取m∑r——悬吊岩石平均容重kN/m2D——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2 取m浅析规则式植物造景和自然式植物造景苏旺指导老师：汪小飞（黄山学院生命与环境科学学院，安徽黄山245041）摘要：本文分析了规则式植物造景和自然式植物造景，和他们各自的造景特色和主要适用在什么场合。