锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式(精)
锚杆(锚索)长度、间排距、参数的确定
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
式中：
（3）按关键层理论计算
式中：hi——关键层下各软弱分层厚度。
2
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
K——安全系数，去K=6；
H——冒落拱高度，H=0.955m；
r——被悬吊岩层的重力密度。
1
（1）顶锚杆间排距的计算
ab=Q/(KrLcos )
式中：
a——锚杆间距，m；
b——锚杆排距，m；
Q——顶锚杆锚固力，取64KN；
G——悬吊岩石载荷，KN；
K——锚杆安全系数，m，取1.5m；
r——岩石容重，KN/m3，取23.5；
L——锚杆有效长度，m，取1.5m；
——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
为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力 ，则锚杆的间距为：
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；
（1）按拱形冒落确定
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 ；cm
L 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（π
d 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，m
φ——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，MPa
σ——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，MPa
d ——杆体直径
k ——安全系数，取1.5-1.8
a ——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
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）=0.575
B-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。
锚杆和锚索支护参数的计算
一、锚杆支护参数的计算
1）锚杆长度的确定：
顶锚杆
根据悬吊理论计算：
本矿的煤层顶板属中等稳定形，锚杆须锚入稳定岩石0.35米，锚杆外露0.05米，，则锚杆的长度L=l 1+l 2+l 3=1.3+0.35+0.05=1.7 (m)
其中
L 1------顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析
得1.3米
L 2------锚杆须锚入稳定岩石长度，取0.35m
L 3------锚杆外露长度，0.05m
结合锚杆支护技术规范要求及我矿生产实际选定锚杆长度1.8m
2）锚杆间排距的确定：
L= h
K Q =1.02米，考虑巷道宽度间距取0.8米，排距取1.0米。 锚杆的抗拉力为 5.0吨，经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力实验，锚杆的抗拉力均在5.0吨以上。 其中 Q----抗拉力，取5.0
k-----安全系数，取1.5
γ---岩石容重，取2.5T/m 3
h----顶板最大松动圈的厚度，根据已掘巷道离层分析得1.3米 考虑巷道宽度，间距取0.8米，排间取1.0米，符合理论计算要求。
二、锚索间排距的确定：
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，3.1m；
H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取3.6米；
γ—岩体容重，取25KN/m3；
L1—锚杆排距，1.0米；
F1—锚杆锚固力，取50KN；
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2；
L =2×210/［3.1×3.6×23-（2×50×sin85ｏ）/1］=2.5m 考虑巷道宽度，间距取1.6米，排距取2.0米，符合理论计算要求。
锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式
2 锚杆间排距的计算
B Q / ( KHr )
式中： B—— 锚杆间排距（m） ；
3
Q——锚杆设计锚固力，8 9.8KN； K——安全系数，去 K=6； H——冒落拱高度，H=0.955m； r——被悬吊岩层的重力密度。
1 锚杆间排距的计算
（1） 顶锚杆间排距的计算 ab= Q/(KrLcos ) 式中： a——锚杆间距，m； b——锚杆排距，m； Q——顶锚杆锚固力，取 64KN； G——悬吊岩石载荷，KN； K——锚杆安全系数，m，取 1.5m； r——岩石容重，KN/m3，取 23.5； L——锚杆有效长度，m，取 1.5m；
1 锚杆支护参数的确定
（1） 两帮破坏范围 C 的确定
[k C
kt kc c l 1.5 ]( 2 lt 2 t ) y cos( / 2) h 2 u k cot 2 (45 ) 1 1 u 2
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； 。 ——煤层的内摩擦角（°） （2） 巷道顶板破坏范围的确定
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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 B
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 =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28mm
D2--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；
锚杆参数的选择
一、锚杆参数的选择
1、锚杆长度
①按平衡拱理论计算：由公式L=N×（1.1+W/10)计算确定
式中：N——围岩影响系数，按设计规范中围岩分类，10#煤顶板f=4，为Ⅳ类顶板，所以N取1.1
W——巷道跨度，m
L——锚杆总长度，m
则：L=1.1×（1.1+4.0/10）=1.65
②按悬吊理论计算：由公式L=KH+l+T2计算确定
L——锚杆总长度，m
K——安全系数，一般取2
H——软弱岩层厚度，m
l——锚杆锚入坚固岩层的深度，一般取0.3m
T2——锚杆外露长度，一般取2-5cm
则：L=2×0.5+0.3+0.05=1.35m
选取锚杆长度2.0m，大于1.65m，符合设计要求。
2、顶锚杆直径
由公式d=L/110计算确定。
式中：d——锚杆直径，mm
则：d=1650/110=15mm
选取锚杆直径d=18mm，大于15mm，符合设计要求。
3、锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径确定
根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为
4~10mm，锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为3~5 mm，因此锚杆钻孔直径R孔在28~32之间，树脂锚固剂直径R树在23~27mm之间。
取R孔=28mm，R杆=23mm，均在计算范围之内，符合设计要求。
4、锚固方式和长度
①巷道顶板属于Ⅳ类顶板，为保证锚杆锚固力、扭矩达标，选用全锚锚固。
②锚固长度：全锚锚固要求锚固长度为0.5~0.9倍锚杆长度，取
0.6倍，则锚固长度L锚=0.6×2m=1.2m，选用Z2388型1条CK2340型1条树脂锚固剂，锚固剂长度等于880mm+400mm＝1280mm。
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 3
2、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=68mm
3、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（σπ
t **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 。
锚杆锚索长度、间排距、参数的确定
锚杆(锚索）长度、间排距、参数的确定
————————————————————————————————作者：————————————————————————————————日期：
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)2
cot (45)1
12
t 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（MP ａ)； 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 φ
φ
ρφφφ
-+-= 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（M Ｐa ）; 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 450.5
0.10.1 2.4()tan tan 45
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 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
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
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
(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L1
L1=(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)L3
1.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 ～400mm
2. 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:
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
B 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 =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28mm
D2--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；
锚杆支护公式
锚杆支护公式
一、锚杆长度：l=l 1+l 2+l 3 , m
l 1—外露长度,100mm ；
l 3—深入老顶长度，≥300mm ；
l 2—当f ≥3时，l 2=f
B 2，m ； 当f ≤2时，l 2=)]2
45cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f , B —巷道掘进跨度，m
f —巷道顶板的普氏岩石坚固性系数
H —巷道掘进高度，m
φw —两帮沿层的似内摩擦角，(°)
因地质报告中,没有普氏系数f 及内摩擦角φw 。因此只能估算。 当f ＝3时，l 2=f B 2＝3
25⨯＝0.83m 。 则锚杆长度为 l ≥0.1+0.83+0.3=1.23m 。
当f ≤2时，l 2=)]2
45cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f , 当f ＝2时，l 2=)]245cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f ＝)]25545cot(425[21︒+︒+⨯＝1.88m 。 软岩层内摩擦角平均取55°
则锚杆长度为l ≥0.1+1.88+0.3=2.28m 。设计取2.2m 满足要求。
二、锚杆直径: d=1.13t Q
σ, cm
d —锚杆直径 cm ；
Q —锚杆的锚固力；
σt —杆体材料的设计抗拉强度；MPa
三、锚杆间距: a=0.887d 2
l k t γσ, mm σt —杆体材料的设计抗拉强度；MPa
γ—岩体容重，kN/m 3
k —安全系数，一般取1.5～1.8
l 2—巷道顶板岩体破碎带高度，m
按悬吊理论计算锚杆参数
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；
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0.5m；L2——锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=5.3/2×4=0.6625
式中
B——巷道开掘宽度，取5.3m；
F——岩石坚固系数，取4；
则：L=2×0.6625+0.5+0.1=1.925
2、锚杆间排距计算，间排距相等：
a={Q/K Hr(1.5-1.8)}1/2
式中：
a——锚杆间排距，m；
Q——锚杆设计锚固力，50Kn/根；
H——冒落拱高度m；
r——被悬吊砂岩的密度，取25Kn/m³；K——安全系数，取K=2。
a=1.1m
锚杆(索)锚固长度计算
一、树脂药卷锚固长度理论计算
1、空心空隙体积
锚杆（锚索）直径21.6mm，钻孔直径32mm或30mm，钻孔孔径体积计算：πR2*h锚杆（锚索）实体体积计算：πr2*h 空心空隙体积V空：即每米空隙体积
V空=πR2*h-πr2*h
=πh(R2-r2）
=3.14*1（0.0162-0.01082）
=3.14*1*0.00013936
=0.0004375904m3
2、树脂药卷填充体积
树脂药卷规格为2350型，即长度500mm，直径23mm,单卷药卷充填体积为V药
V药=πR2*h
=3.14*0.0115*0.0115*0.5
=0.0002076325m3
3、树脂药卷充填长度
两卷树脂药卷充填的体积为0.000415265m3，两卷充填的长度为V长=V药/V空=0.949m
三卷树脂药卷充填的体积为0.0006228975m3，三卷充填的长度为V长=V药/V空=1.423m
4、验证标准及验证分析
按照药卷充填长度小于杆体长度的1/3为端部锚固，大于1/3而小于90%即为加长锚固，大于90%即为全长锚固的标准进行验证。
2.4m锚杆扣除外露长度剩余2.2m、5.3m锚索扣除外露长度
剩余5m、8.3m锚索扣除外露长度剩余8m。
1.2.4m锚杆：1/3为0.73m，两卷药充填长0.949m
2.5.3m锚索：1/3为1.67m，三卷药充填长1.423m
3.8.3m锚索：1/3为2.67m，三卷药充填长1.423m
5、理论计算结论
通过理论计算，直径21.6mm长度2.4m锚杆及5.3m锚索所使用的树脂药卷充填长度符合加长锚固要求，但锚杆的加长锚固长度偏低；8.3m锚索所使用的树脂药卷充填长度属于端部锚固。
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80KN
K：安全系数，取2；
h：巷道掘进宽度；3.8m
r: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；
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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