支护理论计算方法
支护强度计算方法
支护强度计算方法**支护强度P1003***估算法：p=(6~8)×9.8rMcos∮(kn/㎡)r：顶板容重,t/M3M：采高,m∮：倾角,°中等稳定、中等坚固一般取6~8采高，不稳定顶板最高取9~11 折算法：p=n'P'（kn/㎡）n'：支护密，根/㎡P'：支架平均最大工作阻力，kn/根花草滩支护强度计算（1）估算法计算P=M×γ×n×cosα×9.8×103 /（K-1）=2.5×2.4×2.0×cos20°×9.8×103/（1.4-1）=0.276 MPa式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），Pa；K——顶板岩石碎胀系数，取1.4；n——考虑支架受力不均衡的安全系数，取2.0；M——主采煤层平均采高，3.0m；γ——顶板岩石平均容重，取2.4t/m3；α——煤层综采平均倾角（°）。
（2）经验公式计算P=N×M×γ×cosα×9.8×103=（6~8）×2.5×2.4×cos20°×9.8×103=0.33~0.44MPa式中：N—支架荷载相当于采高岩重的倍数，对中等稳定顶板取6~8；α—煤层倾角；其它参数同上。
结论：支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值。
2、工作阻力P=N×M×F×γ×9.8×103=6.0×2. 5×5.2×1.5×2.4×9.8×103=2752kN式中：F——支架的支护面积，F=L×bL——支架控顶距，m；b——支架中心距，m；经计算，综采面采煤机配用过风断面较大，性能参数适应本矿条件的ZZ4200/15/32型支撑掩护式液压支架，其支撑高度1.5～3.2m、工作阻力4200kN、支架的支护强度为0.7~0.8 MPa。
支护强度计算方法
**支护强度P1003***估算法：p=(6~8)×9.8rMcos∮(kn/㎡)r：顶板容重,t/M3M：采高,m∮：倾角,°中等稳定、中等坚固一般取6~8采高，不稳定顶板最高取9~11折算法：p=n'P'（kn/㎡）n'：支护密，根/㎡P'：支架平均最大工作阻力，kn/根花草滩支护强度计算（1）估算法计算P=M×γ×n×cosα×9.8×103 /（K-1）=2.5×2.4×2.0×cos20°×9.8×103/（1.4-1）=0.276 MPa式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力（即支护强度），Pa；K——顶板岩石碎胀系数，取1.4；n——考虑支架受力不均衡的安全系数，取2.0；M——主采煤层平均采高，3.0m；γ——顶板岩石平均容重，取2.4t/m3；α——煤层综采平均倾角（°）。
（2）经验公式计算P=N×M×γ×cosα×9.8×103=（6~8）×2.5×2.4×cos20°×9.8×103=0.33~0.44MPa式中：N—支架荷载相当于采高岩重的倍数，对中等稳定顶板取6~8；α—煤层倾角；其它参数同上。
结论：支架支护强度应不小于上述两式计算结果的最大值。
2、工作阻力P=N×M×F×γ×9.8×103=6.0×2. 5×5.2×1.5×2.4×9.8×103=2752kN式中：F——支架的支护面积，F=L×bL——支架控顶距，m；b——支架中心距，m；经计算，综采面采煤机配用过风断面较大，性能参数适应本矿条件的ZZ4200/15/32型支撑掩护式液压支架，其支撑高度1.5～3.2m、工作阻力4200kN、支架的支护强度为0.7~0.8 MPa。
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。
巷道支护理论计算
各种理论计算方法一、按悬吊理论计算锚杆参数适用于层状岩层，平顶巷道顶板锚杆；距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶；上述范围没有老顶时，公式仍可套用。
1、锚杆长度计算：L=L 1+L 2+L 3式中 L ——锚杆长度，cm ；L 1——锚杆外露长度，为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ；cmL 2——破碎直接顶厚度，一般按经验取0.4m ；L 3——锚杆伸入老顶长度，按经验取≥0.30m ，或按锚固粘结力（πd τL 3）等于锚杆拉断承载力（πd 2σ/4）估算，其中：当f ≥3时，L 2=B，当f ≤2时，式中B ——巷道开掘宽度，m ；f ——岩石坚固系数。
H ——巷道掘进高度，mφ——两帮岩层的似内摩擦角。
D ——为锚杆直径，τ——为锚固剂与锚杆粘结强度，MPaσ——为锚杆抗拉强度，MPa 。
2、锚固力Q ：锚杆锚固力应等于杆体承载力，杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。
Q =π(d/2)2σ=kab γL 2式中：σ——锚杆抗拉强度，MPad ——杆体直径k ——安全系数，取1.5-1.8a ——锚杆间距b ——锚杆排距γ——岩体容重L 2——巷道顶板破碎带高度。
3、锚杆间距、排距计算：设计令间距、排距均为a ，则a=（Q/K L 2γ）1/2式中α——锚杆间排距，m ；Q ——锚杆设计锚固力，150KN/根L 2——冒落拱高度，取0.25m ；γ——被悬吊岩石的重力密度，取27KN/m ³；K ——安全系数，一般取1.5-1.8。
4、混凝土喷层厚度t根据锚杆喷射混凝土支护技术规范，喷射混凝土支护厚度，最小不应小于50mm ，时。
2≤f最大不应超过200mm，结合我矿工程地质条件和已有巷道支护情况，喷射混凝土厚度设计为120mm。
锚杆支护理论计算方法
锚杆支护理论计算方法一、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150150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。
d1ftl2k4fc(3、3、11-1)d12ftlak(3、3、11-2)4d2fcr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）；ft，锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N、cm2）；fc，水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度(N、cm2)；圆钢为2、5MPa，螺纹钢为5MPa。
深基坑支护结构理论计算方法
深基坑支护结构理论计算方法摘要：本文介绍了常用的深基坑支护结构理论计算方法，将认可度比较高的计算方法进行了归纳，可为相关理论分析提供参考。
关键词：深基坑；基坑支护；理论分析0引言在深基坑支护结构理论计算方法的研究上，目前比较成熟且认可度较高的主要有以下三大类：经典方法、弹性地基梁法、有限元法[1]。
1经典方法经典方法主要有静力平衡法、等值梁法、Terzgahi法、弹性曲线法、等弯矩法及等轴力法[1][2]。
经典方法是基于力的平衡这一基础建立的理论方法。
这种方法主要是选用单位宽度受侧向荷载的梁系作为研究对象，如经典的等值梁法和1/2切割方法等，采用的土压力理论中，既有经典的朗肯土压力理论，也有Terzgahi-Peck表观土压力理论[3]。
该方法将围护结构看作是一条插入土体的竖向梁，假设支撑点固定不动，围护结构即成为一个受土压力的作用的多支承点的梁。
这种方法计算简便，适合手算，可近似的得出围护结构的内力，但计算结果误差较大，且无法同时求出围护结构的位移，无法根据施工情况的变化，求得围护结构确切的内力值。
而在计算机的大范围普及和有限元方法的不断推广情形下，该方法的应用也越来越少。
总之，由于经典方法无法分析不同施工工况下的内力情况，且未考虑土体与围护结构的变形因素，导致该方法逐渐散失了其原有地位。
2弹性地基梁法2.1 弹性地基梁法弹性地基梁法是基于经典法发展起来的一种改进型计算方法，该方法是在经典法的基础上，将土的作用等效成一系列弹簧的弹力作用，同时将支撑与锚杆也用弹簧进行替代，这样可以把整个支护结构看成是一弹性支撑的地基梁。
而计算弹簧刚度的方法有m法、E法、C法等，土压力理论一般采用经典的土压力理论，如库伦土压力理论及朗肯土压力理论。
弹性地基梁的解法主要有结构力学方法、解析法和有限元数值法等。
为方便计算，弹性地基梁法对支撑受力和桩入土段的受力进行了简化：在下一道支撑完成后，假设上一道支撑受力不变；对于入土段的受力情况作了两点假设，一是在土压力达到极限被动土压力时，可通过力的平衡进行求解，二是假定入土段的受力和变形有关[4]。
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。
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法1、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。
当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数Ⅲ、两煤帮侧压值QsQs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)=2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m式中：n——采动影响系数，取2-5r煤——煤体容重，KN/m3(1)顶锚杆长度LL=L1+b+L2=0.05+5.62+0.35=6.02式中：L1——锚杆外露长度mL2——锚固端长度mb——潜在冒落拱高度m锚杆间距D≤1/2L锚杆排距LO=Nn/2K·rab=105×12/2×2×24×2.1×5.62=式中：n——顶板每排锚杆根数N——每根锚杆锚固力，KNK——安全系数，取2-3r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3a——1/2巷道掘进跨度，m(2)煤帮锚杆锚杆长度：L=L1+C+L2=0.05+8.9+0.35=9.3锚杆间距：D=Nh/L0KQs=105×2.65/×2×155=式中：N——设计锚杆锚固力，MPaK——安全系数，取2-3L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距Qs——两帮侧压值，KN2、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m3、按组合梁原理计算(1) 锚杆长度LL=L1+L2+L3式中：L1——锚杆外露长度mL3——锚固端长度mL2——组合梁自撑厚度mL2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2=0.612×4.2(2×/)K1——与施工方法有关的安全系数。
井巷支护理论计算
井巷支护计算理论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。
基坑支护常见形式与计算
第二章 基坑支护结构计算
2.2 水土压力—分算
pak ( ak ua )k up )K p,i 2ci K p,i up
其中
u p whwp
式中：ua、up 分别为支护结构外侧、内侧计算点的水压力(KPa)
ak ac k, j
土钉墙
土钉墙结构
复合土钉墙
第一章 基坑支护常见形式 二 土钉墙结构
复合土钉墙是由土钉墙和止水帷幕、微型桩、预应力锚杆等组合形成的基 坑支护技术。适用于各种施工环境和多种地质条件的基坑支护。
土钉墙+止水帷幕+预应力锚杆组合
土钉墙+微型桩+预应力锚杆组合
土钉墙+止水帷幕+微型桩+预应力锚杆组合
第一章 基坑支护常见形式 三 支挡式结构
q0 均布附加荷载标准值(KPa)
第二章 基坑支护结构计算
2.3 地面荷载—条形基础（荷载）
d a / tan za d (3a b) / tan
k
p0b b 2a
za d a / tan或za d (3a b) / tan
k 0
p0 基础底面附加压力标准值(KPa) d、b 基础埋置深度、基础宽度(m)
井点降水 放坡开挖
地下水埋深较浅、基坑开挖较深可 能产生流砂、管涌、突涌等不良现 象时，可采用井点降水放坡开挖
第一章 基坑支护常见形式
2、 放坡开挖—坡度选择
查表法 适用条件：对开挖深度不大，基坑周围无较大荷载时。
坑壁土类型 软质岩石 碎石类土 粘性土
粉土
状态
微风化 中等风化
强风化 密实 中密 稍密 坚硬 硬塑 可塑 Sr< 0.5
Eak1
1 2
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 。
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。
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。
基坑支护工程量计算公式
基坑支护工程量计算公式
1. 地下室工程量计算公式
一般情况下，地下室的工程量计算可根据以下公式进行：
地下室工程量 = 地下室周长 ×地下室深度 ×单位长度延伸量
其中，地下室周长指的是地下室的外围长；地下室深度为地下室的有效深度；单位长度延伸量为单位长度的地下室支护工程量。
2. 地下管道工程量计算公式
地下管道的工程量计算可按照以下公式进行：
地下管道工程量 = 管道长度 ×管道直径 ×单位长度延伸量
其中，管道长度为地下管道的总长度；管道直径为地下管道的直径；单位长度延伸量为单位长度的管道支护工程量。
3. 基坑挡土墙工程量计算公式
基坑挡土墙的工程量计算可参考以下公式：
基坑挡土墙工程量 = 基坑挡土墙总长度 ×基坑挡土墙高度 ×单位长度延伸量
其中，基坑挡土墙总长度是指基坑挡土墙的总长度；基坑挡土
墙高度为基坑挡土墙的高度；单位长度延伸量为单位长度的挡土墙
支护工程量。
总结
本文档介绍了基坑支护工程量的计算公式，分别适用于地下室、地下管道和基坑挡土墙。
根据实际工程需求，可以使用相应的公式
计算工程量，并据此进行工程规划和预算编制。
请根据具体情况结
合相关技术标准和规范进行计算，并确保工程量计算的准确性和可
靠性。
> 注意：本文提供的公式仅供参考，具体工程量计算应根据实际情况进行审慎调整和确认。
锚杆支护理论计算方法
锚杆支护理论计算方法锚杆支护是一种常用的地下工程支护方法，在隧道、井筒、挖掘和救援等领域都有应用。
本文将介绍锚杆支护的理论计算方法，以帮助读者了解该支护方法的原理和应用。
1. 锚杆支护的基本原理锚杆支护是通过在锚杆周围注浆粘结的方式，将地下岩土固定住，起到支护作用。
锚杆的作用主要包括以下几个方面：•在岩土中形成坚固的支护体系•抵抗岩土因地表荷载变形而引起的变形和破裂•承受岩土因水压力等内部因素引起的位移和变形锚杆的支护效果可通过下列几个方面来评价：•抵抗支护区荷载产生的位移和变形•将支护区与未支护区分隔开来，确保支护区稳定•降低支护区岩土破坏产生的风险2. 锚杆支护的设计方法锚杆支护的设计方法主要包括以下几个方面：2.1 锚杆的数量和位置锚杆的数量和位置应根据工程要求和实际情况来确定。
在设计过程中，应首先确定支护区的形状和大小，然后根据支护区的大小来确定锚杆的数量和位置。
此外，锚杆的长度、直径等参数也需要根据实际情况进行合理选择。
2.2 锚杆的布置锚杆的布置应根据实际情况进行合理选择，以确保支护效果。
在锚杆的布置过程中，应考虑到锚杆之间的距离，避免太近或者太远。
若太近则会造成锚杆之间产生干扰，影响支护效果；若太远则会造成支护作用不均，影响支护效果。
2.3 锚杆的设计计算锚杆的设计计算是锚杆支护设计的重要环节。
在设计计算过程中，应考虑到锚杆的受力情况和支护效果，选取合适的锚杆材料，确定锚杆的直径和长度，并进行力学计算。
在进行力学计算时，应考虑到锚杆的受力情况和支护效果，确定锚杆的受力状态和受力分布，评估锚杆的强度和稳定性，并进行安全性评估。
同时，还应进行锚杆和周围岩土之间的相互作用分析，以确保锚杆支护具有足够的强度和稳定性。
3. 锚杆支护的施工方法锚杆支护的施工方法主要包括以下几个方面：3.1 预处理在进行锚杆支护施工前，需要对地下岩土进行预处理。
通常预处理的方法包括清理、探测和采样，以便于进行后续的工程设计和施工。
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 。
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=0.05+8.9+0.35=9.3
锚杆间距：D=Nh/L0KQs =105×2.65/×2×155=
式中：N——设计锚杆锚固力，MPa
K——安全系数，取 2-3
L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距 Qs——两帮侧压值，KN
3、按组合梁原理计算
(1) 锚杆长度 L
L=L1+L2+L3 式中：L1——锚杆外露长度 m
0.24=155kN/m 式中：n——采动影响系数，取 2-5 r 煤——煤体容重，KN/m3 (1)顶锚杆长度 L L=L1+b+L2 =0.05+5.62+0.35=6.02 式中：L1——锚杆外露长度 m L2——锚固端长度 m b——潜在冒落拱高度 m 锚杆间距 D≤1/2L 锚杆排距 LO=Nn/2K·rab =105×12/2×2×24×2.1×5.62= 式中：n——顶板每排锚杆根数 N——每根锚杆锚固力，KN K——安全系数，取 2-3 r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 a——1/2 巷道掘进跨度，m (2)煤帮锚杆 锚杆长度：L=L1+C+L2
切眼锚杆支护参数的确定： 1、顶锚杆 按加固拱原理确定锚杆参数： 锚杆长度：L=N×（1.1+B/10）=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m (N 取 1.1)
锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm 锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm 根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm 左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距 900×900 mm,每眼使用 Z2335 药卷 3 卷。 2、帮锚杆 两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆，间排距750
≥4
ψ 值：1.0 0.75 0.7 0.65
B——巷道跨度 m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验 强度的 0.3-0.4 倍 MPa
σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×数，一般为 0.25-0.4, Z—巷道埋深 m (2)锚杆间距 以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对 滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
L3——锚固端长度 m L2——组合梁自撑厚度 m L2=0.612B[K1P/ψσ1σx]/2
=0.612×4.2(2×/)
K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进 2-3；爆破法掘进 3-5；巷道受动压影响 5-6
P——组合梁自重均布载荷 MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：1 2
3
D≥1.63m1(σ1/KP)/2 =1.63×(/8×)/2=
式中：m1——最下面一层岩层的厚度 m K——安全系数，取 8-10 P——本层自重均布荷载 P=r1m1 =24×,MPa ； r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3
锚索支护参数的确定： 1、 锚固长度 La La≥fst/πfcs d1 =（1870/3.14×10）×17.8=1060mm 设计锚固长度 1.4m＞1.06m 式中：d1—锚索钢绞线之径，mm fst—钢绞线抗拉强度，Mpa fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按 10MPa 计算 2、 锚索间排距 L/S≥2 S≤L/2=6600/2=3300mm 设计间排距 1.8m＜3.3m 式中：L—锚索孔深度 S—锚索间距 3、 锚索锚固力 P P1≥P≥P1/K 或 P2/K P≥400/2=200KN 设计锚固力 200KN 式中：P—设计锚索锚固力 KN P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 KN P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 KN K—安全系数，取 2
r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 H——巷道埋深 m B——固定支撑力压力系数，按实体煤取 1 fc——煤层普氏系数， Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0 a——煤层倾角 h——巷道掘进高度 m ψ——煤体内摩擦角，可按 fc 反算 Ⅱ、潜在冒落高度 b
b=(a+c)Cosa/Kyfr =（2.1+8.9）×0.92/0.45×4=5.62m
式中：σ屈——杆体材料的屈服极限 Mpa d——杆体直径
(3)锚杆间排距 锚杆间距 D≤1/2L D≤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 2-3 r ——上覆岩层平均容重，取 24KN/ m3 a——1/2 巷道掘进宽度 m
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 mm L3——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
×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300 mm）。
三、护网 护网选取直径 4 mm，网格 40×40 mm 的经纬网。 四、锚索 因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果， 施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：17.8 mm×7000 mm， 间距 1.5 m，排距 1.5 m,每眼使用 Z2335 药卷 4 卷。
2、按自然平衡拱理论计算 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度 C C=(（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 2.8
式中：a——顶板有效跨度之半 m Ky——直接顶煤岩类型性系数。 当岩石 f=3-4
时，取 0.45 ;f=4-6 时，取 0.6; f=6-9 时，取 0.75。 Fr——直接顶普氏系数
Ⅲ、两煤帮侧压值 Qs Qs=KnCr 煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2) =2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×