锚杆(锚索)支护设计公式

合集下载

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(索)设计计算

锚杆(索)设计计算

锚杆(索)设计计算1、锚杆(索)轴向拉力标准值应按下式计算:式中:N ak——相应于作用的标准组合时锚杆所受轴向拉力(kN);H tk——锚杆水平拉力标准值(kN);α——锚杆倾角(°)。

2、锚杆(索)钢筋截面面积应满足下列公式的要求:普通钢筋锚杆:预应力锚索锚杆:式中:A s——锚杆钢筋或预应力锚索截面面积(m2);ƒy,ƒpy——普通钢筋或预应力钢绞线抗拉强度设计值(kPa);K b——锚杆杆体抗拉安全系数,应按表8.2.2取值。

表8.2.2 锚杆杆体抗拉安全系数3、锚杆(索)锚固体与岩土层间的长度应满足下式的要求:式中:K——锚杆锚固体抗拔安全系数,按表8.2.3-1取值;l a——锚杆锚固段长度(m),尚应满足本规范第8.4.1条的规定;ƒrbk——岩土层与锚固体极限粘结强度标准值(kPa),应通过试验确定;当无试验资料时可按表8.2.3-2和表8.2.3-3取值;D——锚杆锚固段钻孔直径(mm)。

表8.2.3-1 岩土锚杆锚固体抗拔安全系数表8.2.3-2 岩石与锚固体极限粘结强度标准值注:1 适用于注浆强度等级为M30;2 仅适用于初步设计,施工时应通过试验检验;3 岩体结构面发育时,取表中下限值;4 岩石类别根据天然单轴抗压强度ƒr划分:ƒr<5MPa为极软岩,5MPa≤ƒr<15MPa为软岩,15MPa≤ƒr<30MPa为较软岩,30MPa≤ƒr<60MPa为较硬岩,ƒr≥60MPa为坚硬岩。

表8.2.3-3 土体与锚固体极限粘结强度标准值注:1 适用于注浆强度等级为M30;2 仅适用于初步设计,施工时应通过试验检验。

4、锚杆(索)杆体与锚固砂浆间的锚固长度应满足下式的要求:式中:l a——锚筋与砂浆间的锚固长度(m);d——锚筋直径(m);n——杆体(钢筋、钢绞线)根数(根);ƒb——钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值(kPa),应由试验确定,当缺乏试验资料时可按表8.2.4取值。

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。

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。

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)。

(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 。

锚杆、锚索计算公式

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 =fB 2 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 =KHrQ 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 ×1 P 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/m 2D ——锚索间排距,取不大于锚索长度的1/2 取 m。

支护设计计算

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

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。

锚杆支护参数

锚杆支护参数

锚杆支护参数:(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—锚杆外露长度,顶锚杆取0.10m,帮锚杆取0.10m;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;L3—锚入岩层内深度取1.0m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,B=5.0.m、H=3.8m;f顶—顶板岩石普氏系数,f顶取3;ω帮—两帮围岩的内摩擦角,ω帮取63.43°。

依上述公式计算:b=720mm c=570 mm得出:L顶≥1790mm L帮≥1720mm所选锚杆长度均能满足计算要求。

(2)、按锚杆所能悬吊重量校检锚杆的排间距:每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a²,锚杆锚固力Q应承担G的重量。

为了安全起见,再考虑安全系数K。

取K=2KG=Q a²=√Q/krL2L2─—巷道顶板岩体破碎带高度,mm;d —锚杆直径,18mm;qt——锚杆抗拉强度,5.0Mpa;r—岩体容重,2.5KN/m³;a —锚杆排间距,mm;计算:a=1.1ma<(Q/KrL2)/2所选锚杆的锚固力Q≥50KN,计算得a<1.2m,因而排间距参数能满足计算结果。

施工时取:a=800mm第四节支护工艺一、支护材料锚杆为Φ18×2000mm螺纹钢,每根锚杆使用1-2根树脂锚固剂;(累计长度500mm),木托板为600×200×60mm 硬杂木。

一、锚杆安装工艺1、首先要认真执行敲帮问顶制度,及时清理掉帮顶危岩,打眼必须在临时支护下进行,2、合理布置眼位,保证锚杆、锚索眼深度,3、使用锚杆机打眼时要先送水、后送风、停机则反之,4、打完眼后应用压风将孔内积水岩(煤)粉吹净。

二、安装锚杆1、装药卷前,先用锚杆插入孔内探查锚眼直度和深度是否符合要求,不符合要求应得新补打,2、安装锚杆时,先将药卷装入眼内,随后插入锚杆启动锚杆机,循序推至眼底,搅拌20S停机,20min后上托板,用电煤钻将螺母拧紧,3、锚杆每根使用1-2个树脂锚固剂(500mm/根),锚索每要使用2-3个树脂锚固剂(500mm/根),4、托板要紧贴岩壁,不平要用木板填平,5、锚杆的锚固力不小于50KN。

巷道锚杆支护计算公式

巷道锚杆支护计算公式

巷道锚杆支护计算公式一、锚杆受力计算公式1.锚索的张拉力计算公式锚杆支护中,锚杆的张拉力是决定锚杆受力情况的关键参数。

根据力学原理,锚索的张拉力计算公式为:F=P+T-R其中,F为锚索的张拉力,单位为kN;P为围岩的压力,单位为kN;T为锚杆的张拉力,单位为kN;R为锚杆的阻力,单位为kN。

2.锚杆的阻力计算公式锚杆的阻力是指锚杆锚固点与锚杆传力形成的围岩间的阻力。

根据摩擦力的计算公式,锚杆的阻力计算公式为:R=μ*N其中,R为锚杆的阻力,单位为kN;μ为锚杆与围岩之间的摩擦系数,无单位;N为锚固点下方围岩的压力,单位为kN。

3.锚固锚杆力的计算公式锚固锚杆力是指支护结构与支护锚杆间的传力,并通过锚固锚杆将围岩与锚杆连为一体。

根据平衡原理,锚固锚杆力的计算公式为:F=F1+F2其中,F为锚固锚杆力,单位为kN;F1为锚杆的张拉力,单位为kN;F2为锚杆的锚固力,单位为kN。

二、锚杆设计参数计算公式1.锚杆的受力面积计算公式锚杆的受力面积是指锚杆传力的有效截面积,也是设计锚杆的重要参数。

根据材料力学,锚杆的受力面积计算公式为:A=F/σ其中,A为锚杆的受力面积,单位为mm^2;F为锚杆的受力,单位为kN;σ为锚杆材料的抗拉强度,单位为N/mm^22.锚杆的长度计算公式锚杆的长度是指锚杆的实测长度,也是设计锚杆的重要参数。

根据工程实际,锚杆的长度计算公式为:L=H+H1+H2其中,L为锚杆的长度,单位为m;H为围岩的厚度,单位为m;H1为锚固点上方的预留长度,单位为m;H2为锚固点下方的预留长度,单位为m。

以上就是巷道锚杆支护计算公式的介绍,巷道锚杆支护是一项复杂的工程,设计者需要根据实际情况选择适合的锚杆材料、锚杆数量和布置方式,并计算出合适的锚杆受力特性和设计参数。

这些计算公式可以作为设计者进行工程计算和设计的基础,以确保巷道的安全和稳定。

锚杆、锚索支护验算

锚杆、锚索支护验算

一、 支护验算1、按单体悬吊理论进行验算1)根据采矿工程设计手册(2003)表6-1-88,锚杆支护按单体锚杆悬吊作用计算:(1)顶锚杆长度L 可用下式计算:L=L 1+L 2+L 3式中:L —锚杆总长度,mL 1—锚杆外露长度,L 1取0.05m ,L 2—潜在冒落高度,mL 3—锚杆深入稳定岩层的深度,0.85m 。

L 2 取值:L 2=b=f B 2=0.874m式中:B —巷道掘进跨度,取5.24m ;b-普氏免压顶高;ƒ—巷道顶板的普氏岩石坚固性系数;取3;通过上述公式计算锚杆长度为L=L 1+L 2+L 3=0.05+0.874+0.85=1.77m ,设计锚杆长度2.2m >1.77m 满足要求。

(2)顶锚杆直径: d=1.13tQ=0.017m式中:σt —杆体抗拉强度,670×106paQ —锚杆锚固力,157×103N ;d —锚杆直径,m通过上式计算锚杆直径为17mm <设计直径20mm 能够满足要求(3)锚杆间、排距计算a=2/kyL Q=1.45m式中:a —锚杆间距,mQ —锚杆锚固力,157KNk —安全系数,取1.5y —岩体容重,23KN/m ³L 2—锚杆有效长度,2.15m所以取锚杆间排距0.8m 均小于1.45m ,符合计算要求。

2)锚索支护参数(按单体锚索悬吊作用计算)(1)确定锚索长度L=L 1+∑h+L 2+L 3=0.25+6+1.494+0.01=7.756mL —锚索总长度,m ;L 1—锚索外露长度,取0.25m ;∑h-需要锚固的不稳定岩层厚度,6m ;L 2—锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度,1.494m ;L 3—锚索托板厚度,0.012m ;通过上述公式计算,设计锚索长度7.6m <7.756m 不满足要求。

(2)锚索间排距的确定锚索间排距:()[]112/sin 2/L F BH nF L θγ-==2.24m式中 L —锚索排距,m ;n-锚索数,3根;F 2—锚索极限承载力,582KN ,B —巷道最大冒落宽度,取6.0m ;H —巷道冒落高度,按最严重冒落高度取6.6m ;γ—岩体容重,23kN/m ³(2.3T/m ³);F 1—锚索锚固力,157kN ;L—锚索排距,2.4m;1—锚索与巷道顶板的夹角,85°通过上述公式计算,设计锚索间排距2.1m×2.4m,锚索间距<2.24m 满足要求,排距2.4m>2.24m不满足要求。

锚杆支护理论计算方法(规范)

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 。

锚杆锚索支护强度计算

锚杆锚索支护强度计算

⑵、采用计算法校核支护参数①顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固作用,达到支护效果,应满足L≥L1+L2+L3式中:L — 锚杆总长度,mL1 — 锚杆外露长度(钢筋梯厚度+托盘、螺母厚度+0.02~005m,顶锚杆取0.15 m,帮锚杆取0.15m),m;L2 —锚杆有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m;L3 —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巷道跨度和高度,B=5.0m H=2.8mf顶—顶板岩石普氏系数,取4;ω帮—两帮岩石的内摩擦角取75°58′(查表得)b=[5000/2+2800tan(45°-75°58′/2)]/4=715mmc=2800×tan(45°-75°58′/2)=350mm依上述公式计算得出:顶锚杆长度L顶≥1715mm,帮锚杆长度L帮≥1100mm所选锚杆长度均能满足计算要求。

②按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2式中:G—岩体重量KN,锚杆锚固力Q=100KN,考虑安全系数K,安全系数,取2;γ —岩石密度,26.7KN/m3;L2—锚杆有效长度,800mm;A —锚杆排距,m;(Q/KγL2)1/2计算得:a<1.52m,因此间、排距参数能满足计算结果。

③悬吊理论校核锚索间距:为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落,用φ21.6mm×5200mm钢绞线将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。

此时靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,则锚索间距计算公式如下:L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]式中: L—锚索排距,m;B—巷道最大冒落宽度,5.0m;H—巷道冒落高度,2.2m;γ—岩体容重,26.7KN/m3;L1—锚杆排距,0.80m;F1 —锚杆锚固力,100KN;F2 —锚索设计承载力,180KN;θ —角锚杆与巷道顶板夹角,75°;n —锚索排数,1排;通过计算,锚索排距L小于3.4m,设计锚索排距2.4m,因此所选锚索参数满足设计要求。

锚杆参数计算

锚杆参数计算

铁迈煤矿锚杆(索)支护参数计算一、锚杆长度:按照加固拱原理确定锚杆参数:L≥L1+L2+L3其中:L -------锚杆全长,m;L1-------锚杆外露长度,一般取0.05-0.2m,包括垫板、螺母;为了进行拉拔试验通常取0.2M.L2-------锚杆有效长度(顶锚杆免压拱高与帮锚杆破碎深度较大值)m;L3-------锚杆锚固长度,一般为0.3-0.5m;L2= [B/2+Htan(45°-W/2)]/f其中:L2-------锚杆有效长度,m;B-------巷道掘进跨度,取3.8m;H-------巷道掘进高度,取3.5m;W-------围岩(煤体)内摩擦角,取45°;f-------岩石普世系数,取2.5;则L2=[3.8/2+3.5*tan(45°-45°/2)]/2.5=1.34所以锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.2+1.34+0.5=2.0m,因此采用长度为2.0m的锚杆;结论1:锚杆长度确定为2.0m二、锚杆间排距B=√---Q/-(khr)------式中:B:锚杆间排距;Q:锚杆锚固力;取80KNK:安全系数,取2;h:巷道掘进宽度;3.8mr:上覆岩层平均体积重量取25 KN/m3则:B=√---Q/-(khr)-----= √-80/(2*3。

8*25--=0.649m,取0.6m.结论2:锚杆间排距确定为0.6m.三、锚索长度:为了加强锚固体的强度,减少煤岩顶板冒落,采用锚索的长度为: L=L1+L2+L3+L4其中:L---------锚索长度,m;L1 --------锚索深入稳定岩层锚固长度,m;L2 --------需要悬吊不稳定岩层(煤体厚度),取2.5m;L3 --------上托盘及锚具厚度,0.15m;L4 --------需要外露张拉的长度,取0.25m。

L1≥Kd1f a/4f c其中: K---------安全系数,取K=2;d1---------锚索钢绞线直径,取φ17.8mm;f a---------钢绞线抗拉强度,查得1860MPa;f c---------锚索与锚固剂粘合强度,取10N/mm²则:L1≥2*17.8*1860/4*10=1655.4计算得出L1≥1655mm,L1取2.0m则锚索长度为L= L1+L2+L3+L4=2.0m+2.5m+0.15m+0.25m=4.9m,因此锚索长度取5.0m。

  1. 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. 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. 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(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

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)。

相关文档
最新文档