锚杆参数计算

锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式(精)

h——载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度 h=B/（2f）=0.5 ——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 W bB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 f 2b phu 2
Bb phu 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。

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 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 2 Q hB 3 式中：—平均容重。

（2）按三角形冒落确定 1 Q hB 2 7
（3）按关键层理论确定 Q hB 8。

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。

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。

备注
单个锚杆轴向拉力设计值计算
滑动面内摩擦角 Φ=
滑坡体剩余下滑力 E= 锚杆垂直于滑动方向的间距 la= 锚杆倾角 β= 滑动面与锚杆相交处滑动面倾角 α= 锚杆沿滑动面方向的排数 ns=
锚杆钢筋直径计算
永久性锚杆取0.7 锚杆工作条件系数 ζ3=
工程结构重要性系数γ0=
锚杆抗拉强度设计值 fy=
永久性锚杆取1.0 锚固体与地层粘结工作条件系数 ζ1= 锚固体直径 d= 地层与锚固体粘结强度特征值 frb=
计算公式
1 0.03
650
lm
Nt 1df rb
= 2.07
锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算永久性锚杆取0.9 锚杆与砂浆粘结强度工作系数 ζ2=
锚杆钢筋直径 ds= 钢筋与锚固砂浆粘结强度设计值 fb=
计算公式
0.9 0.03 2400
l sa
0 Nt 2d s fb
= 0.69
锚杆最经济倾角计算
滑动面倾角 θ= 滑动面内摩
450
2
＝4
ns
使用年限 T＝
取0.04m/年
锚杆钢材年锈蚀量 δ=
一根锚杆钢筋总根数 n＝
12
计算公式：
850 2 4
Nt
sin
El a
tan cos
ns
55
= 135.4558
18
0.5
0.7 计算公式
1.1 310 50
ds 2
1000 0 Nt nf y3
T
0.04
= 31.56789
1
锚固体与地层锚固长度计算

(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 。

锚杆参数计算表

锚固体与地层锚固长度计算
永久性锚杆取1.0 锚固体与地层粘结工作条件系数 ζ1= 锚固体直径（m） d= 地层与锚固体粘结强度特征值 frb=
计算公式 1 0.1 300
lm
Nt 1dfrb
永久性锚杆取0.6
锚杆与砂浆粘结强度工作系数 ζ2= 锚杆钢筋直径（m） ds= 钢筋与锚固砂浆粘结强度设计值 fb= 一根锚杆钢筋总根数 n＝
= 91.36189
0.5 锚杆钢筋面积(直径)计算
永久性锚杆取0.69 锚杆工作条件系数 ζ3= 工程结构重要性系数 γ0= 锚杆抗拉强度设计值 fy= 使用年限 T＝锚杆钢材年锈蚀量 δ= 一根锚杆钢筋总根数 n＝
取0.04m/年
0.69 1.1 300 50 0.04 1
计算公式 1000 0 N t ds 2 T n f y 3 = 26.86273 As= 485.498
锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算 0.6 0.028 2100 1 锚杆最经济倾角计算
计算公式
l sa
0Nt 2 nd s f b
计算公式 57 25
滑动面倾角 θ= 滑动面内摩擦角 Φ=
450 2
Ela in tan cos ns
000 0 N t T n f y 3
=
0.96938
= 0.906733
＝
-0.5
备注
单个锚杆轴向拉力设计值计算
滑动面内摩擦角 Φ= 滑坡体剩余下滑力 E= 锚杆垂直于滑动方向的间距 la= 锚杆倾角 β= 滑动面与锚杆相交处滑动面倾角 α= 锚杆沿滑动面方向的排数 ns=
25 110 2.5 15n cos ns

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 。

锚杆计算公式

-〔六〕锚杆钻机的操作考前须知1、钻眼前的准备工作：〔1〕使用前对钻机进展检查，检查各操作手把有没有卡死现象，发现问题立即处理。

〔2〕注油器内参加30#机油。

〔3〕调整风水开关处于关闭状态，冲净接头尘土，接通风水，并检查供水系统。

〔4〕将机器竖直，开动空档，检查各部件是否运转正常，并检查气腿的伸缩情况。

〔5〕检查风水联动和气动马达消音情况。

〔6〕检查钻杆是否直，是否堵塞，钻头是否锋利。

2、钻眼：〔1〕插好钻杆，慢慢生起钻机，直到接近顶板。

〔2〕扳动马达扳手，使马达旋转，然后翻开水控制阀门。

〔3〕控制钻速和推进速度，逐渐调到最大。

〔4〕打完眼后，关闭风水，慢转马达，回落气腿。

3、考前须知：〔1〕严禁敲打、挤压、扔放锚杆钻机。

〔2〕机器水平放置时严禁伸腿，须检查各级气腿的伸缩功能时必须直立，气腿的伸缩轴线方向上严禁有人。

〔3〕操作钻机时，须双腿叉开，握牢手把，衣服袖口要扎好，钻前钎子下严禁有人，以防断钎伤人。

注锚杆过程中，一旦锚杆注入受阻，不得硬注。

〔4〕工作完毕后，必须把机器撤至平安地点竖立放置稳固，并对机器检查维护。

〔5〕机器出现故障必须及时检修，在井下无法检修时要升井检修。

〔6〕所有操作人员必须经过培训合格前方可上岗。

--〔7〕在整个锚杆支护过程中，必须站在前探梁临时支护保护下平安的地方进展，并设专人观察顶板、帮部支护及平安情况，发现问题立即处理。

〔8〕每班设专人对施工完的巷道进展检查，发现问题后及时处理。

〔9〕打注锚杆前，操作人员必须对使用器具进展完好检查，否那么不得使用。

〔七〕锚索钻机的操作考前须知锚索的安装方法及平安技术要求：〔1〕钻孔：钻孔的直径为Φ28mm，孔深度为5700mm，孔深允许偏差为0～+200mm，眼位允许偏差为±150mm。

钻具使用风动锚杆钻机；钻眼过程中要均速控制风压，上升速度不宜过快；钻眼时机具下方和左侧严禁站人，严防歪钻或断钎时伤人。

锚索钻孔以穿过软层，锚入硬岩石1000mm以上为准。

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。

锚杆计算公式

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= = = 0.645(m)式中：B —巷道开掘宽度，取5.16m；f—岩石坚固性系数，砂岩取4；则L=2×0.645+0.5+0.1=1.89(m)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，150KN/根；H —冒落拱高度，取0.645m；r —被悬吊砂岩的重力密度，取25.48KN/m3；K —安全系数，一般取K=2；a = =2.136(m)锚杆锚固长度计算：L0 = LD21/（D2-D22）= （500+500）×282/（322-202）=1256mm式中：L--锚固剂长度，为500mm，2根。

D--钻孔直径，为32mm。

D1—树脂锚固剂直径，为28mmD 2--锚杆内径，为20mm..4216.5⨯fB248.25645.02150⨯⨯通过以上计算，采用一块MSK28/50Q/YZK033型和一块MSCK28/50Q/YZK033型树脂锚固剂进行锚固；选用φ20×2200mm的螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800mm。

锚网喷支护时，采用锚杆紧跟迎头的支护方式，够锚杆排距时及时打注锚杆，全断面挂网，锚杆打注高度距底板不大于300mm。

二、锚杆安装工艺1、打锚杆眼打眼前，首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合设计几何尺寸要求时必须先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作，锚杆距巷道底板不大于300mm，为确保角度，正顶五根锚杆用锚杆钻机打眼，其它部位用风钻配φ22×1200钻杆，φ32mm的柱齿钻头开孔，然后用钎子组套打。

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 。

锚杆计算公式

〔六〕锚杆钻机的操作考前须知1、钻眼前的准备工作：〔1〕使用前对钻机进展检查，检查各操作手把有没有卡死现象，发现问题立即处理。

〔2〕注油器内参加30#机油。

〔3〕调整风水开关处于关闭状态，冲净接头尘土，接通风水，并检查供水系统。

〔4〕将机器竖直，开动空档，检查各部件是否运转正常，并检查气腿的伸缩情况。

〔5〕检查风水联动和气动马达消音情况。

〔6〕检查钻杆是否直，是否堵塞，钻头是否锋利。

2、钻眼：〔1〕插好钻杆，慢慢生起钻机，直到接近顶板。

〔2〕扳动马达扳手，使马达旋转，然后翻开水控制阀门。

〔3〕控制钻速和推进速度，逐渐调到最大。

〔4〕打完眼后，关闭风水，慢转马达，回落气腿。

3、考前须知：〔1〕严禁敲打、挤压、扔放锚杆钻机。

〔2〕机器水平放置时严禁伸腿，须检查各级气腿的伸缩功能时必须直立，气腿的伸缩轴线方向上严禁有人。

〔3〕操作钻机时，须双腿叉开，握牢手把，衣服袖口要扎好，钻前钎子下严禁有人，以防断钎伤人。

注锚杆过程中，一旦锚杆注入受阻，不得硬注。

〔4〕工作完毕后，必须把机器撤至平安地点竖立放置稳固，并对机器检查维护。

〔5〕机器出现故障必须及时检修，在井下无法检修时要升井检修。

〔6〕所有操作人员必须经过培训合格前方可上岗。

〔7〕在整个锚杆支护过程中，必须站在前探梁临时支护保护下平安的地方进展，并设专人观察顶板、帮部支护及平安情况，发现问题立即处理。

〔8〕每班设专人对施工完的巷道进展检查，发现问题后及时处理。

〔9〕打注锚杆前，操作人员必须对使用器具进展完好检查，否则不得使用。

〔七〕锚索钻机的操作考前须知锚索的安装方法及平安技术要求：〔1〕钻孔：钻孔的直径为Φ28mm，孔深度为5700mm，孔深允许偏差为0～+200mm，眼位允许偏差为±150mm。

钻具使用风动锚杆钻机；钻眼过程中要均速控制风压，上升速度不宜过快；钻眼时机具下方和左侧严禁站人，严防歪钻或断钎时伤人。

锚索钻孔以穿过软层，锚入硬岩石1000mm以上为准。

锚杆计算

锚杆体杆体的截面积按下式确定：As>Kt*Nt/f ykAs>Kt*Nt/f ptkKt---锚杆杆体的抗拉安全系数,按Nt---锚杆的轴向拉力锚杆杆体抗拉安全系数锚杆的锚固长度可按下式的较大值La>K*Nt/(∏*D*f mg*ψ)La>K*Nt/(n*∏*D*f ms*ψ*ε)K---锚杆锚固体的抗拔安全系数，Nt---锚杆的轴向拉力La---锚杆的锚固长度f mg---锚固段注桨体与地层间的粘结强度标准值D---锚杆锚固段的钻孔直径d---钢筋直径ε---采用2根或以上钢筋，界面的黏结强度降低系数取0.6~0.85ψ---锚固长度对黏结强度的影响系数n---钢筋根数岩土锚杆杆体抗拔安全系数通常情况，锚杆入岩深度由岩石与水泥结石体之间的粘结强度强度控制。

锚杆间距不小于1.5m锚杆最大试验荷载不宜超过锚杆杆体极限承载力的0.8倍（验收试验的锚杆数量不得少于锚杆总数的5%，且不得少于3根，永久性锚杆最大试验荷载应取锚杆轴向拉力设计值的1.5倍，；临时性锚杆的最大试验荷载应取锚杆轴向拉力设计值的1.2倍。

(1)锚杆的基本试验：锚杆基本试验的目的是确定锚杆的抗拔承载力，广东省基础规范11.2.2 锚杆杆体按轴心受拉构件计算，不考虑裂缝，仅按承载力要求计算As>Nt/f y对永久抗拔锚杆锚杆尚应考虑抗腐蚀性要求，抗拔锚杆截面直径要比计算要求加大一个级别。

根据广东省基础规范11.2.1Rt<0.8*d1*∑li*fi（锚杆规范确定入岩深度时采用锚杆轴向拉力设计值，水泥砂浆与岩石间的粘结强度的取为标准值，广东省确定入岩深度时采用锚杆轴抗拔承载力的特征值，水泥砂浆与岩石间的粘结强度的取为特征值，当抗拔承载力的设计值=1.25倍锚杆抗拔拔承载力的特征值，两者计算结果一致）建筑边坡规范锚杆轴向拉力Na=γQ*NakγQ------荷载分项系数取1.3锚杆钢筋截面面积应满足As>γ0*Na/ε2*f yε2---锚筋抗拉工作条件系数，永久锚杆取0.69，临时性锚杆取0.92锚杆锚固体与地层的锚固长度应满足下式La>Nak/(ξ1*∏*D*frb)La—锚固长度，尚应满足D---锚杆锚固段的钻孔直径F rb---地层与锚固体的粘结强度特征值ξ1---锚固体与地层粘结工作条件系数，对永久锚杆取1.0，对临时性锚杆取1.33锚杆钢筋与锚固砂浆的锚固长度应满足下式La>γ0*Na /(ξ3*∏*n*d*fb)La—锚固长度，尚应满足d---锚杆钢筋直径f b---钢筋与锚固砂浆间的粘结强度设计值ξ3---钢筋与砂浆粘结强度条件系数，对永久锚杆取0.6，对临时性锚杆取0.72依据：《建筑基坑工程技术规程》JGJ120-99第As≥1.25Rt/fy锚杆计算书：锚杆布置在柱底下基础内，,抗浮水头取场地附近道路最低点，为26.85m，地下室顶板标高为29.40m，底板结构面标高为29.4-8.30=21.1m，底板厚度650mm，底板底面结构标高为20.45m。

锚杆参数计算

锚杆钢筋直径计算
永久性锚杆取0.7 锚杆工作条件系数 ζ3= 工程结构重要性系数γ0= 锚杆抗拉强度设计值 fy= 使用年限 T＝锚杆钢材年锈蚀量 δ= 取0.04m/年一根锚杆钢筋总根数 n＝
锚固体与地层锚固长度计算
永久性锚杆取1.0 锚固体与地层粘结工作条件系数 ζ1= 锚固体直径 d= 地层与锚固体粘结强度特征值 frb= 锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算永久性锚杆取0.9 锚杆与砂浆粘结强度工作系数 ζ2= 锚杆钢筋直径 ds= 钢筋与锚固砂浆粘结强度设计值 fb=
备注
单个锚杆轴向拉力设计值计算
滑动面内摩擦角 Φ= 滑坡体剩余下滑力 E= 锚杆垂直于滑动方向的间距 la= 锚杆倾角 β= 滑动面与锚杆相交处滑动面倾角 α= 锚杆沿滑动面方向的排数 ns=
12 计算公式： 850 Ela Nt 2 sin tan cos ns 4 55 = 135.4558 18 0.5 0.7 计算公式 1.1 1000 0 N t ds 2 T 310 nf y 3 50 0.04 = 31.56789 1 计算公式 1 0.03 650
lm
Nt 1dfrb
=
2.07
计算公式 0.9 0.03 2400
l sa
0 Nt 2s f b
=
0.69
锚杆最经济倾角计算
滑动面倾角 θ= 滑动面内摩擦角 Φ=
计算公式 55 450 2 12

＝
4