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。
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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。
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。
锚杆的支护技术管理规定
²华恒公司锚杆支护技术管理规定第一章总则1、锚杆、锚喷支护（以下简称锚杆支护）是煤矿井巷工程一种重要的支护形式，它以快速、主动、有效的支护特性已得到广泛推广应用，并对加快巷道支护改革，提高支护效果起到了重要作用，为进一步加快锚杆支护的推广应用，提高矿井的经济效益，特制定本规定。
2、锚杆的种类根据新汶矿区开采的实际情况，规定允许使用的锚杆种类包括以下五种：（1）金属全螺纹（20MnSi、KMG335）钢等强锚杆；（2）金属管缝式锚杆（只限于回采苍道护帮或断层破碎带临时支护）；（3）金属水力膨胀式管子锚杆；（4）螺纹钢高强锚杆（KMG450、KMG500、KMG600），适用于埋深大于600米的巷道；（5）玻璃钢锚杆（允许在使用时间较短的，围岩稳定的切眼两帮及条件适宜的煤帮使用）；（6）经集团公司监定并经专业主管部门批准使用的新型锚杆。
3、锚杆的锚固方式（1）端锚：树脂锚固段长度》350mm。
（2）加长锚：树脂锚固段长度》700mm。
（3）全锚：树脂锚固段长度》锚深的80%；水泥锚固段长度为锚深的100%。
煤层巷道顶板及深部全岩巷道大力推广全锚；一般情况下应采用加长锚；Ⅲ~Ⅴ类煤巷顶板及深部全岩巷道严禁使用端锚。
4、锚杆支护材料（1）树脂锚杆金属杆体及其附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT146.2—2002要求表一 全螺纹等强锚杆技术性能规定见下表表二 锚杆支护材料中热轧矿用锚杆钢筋力学性能表：牌号 屈服强度（MPa ） 抗拉强度（MPa ）延伸率（% KMG335 ≥335 ≥490 ≥15 KMG450 ≥450 ≥640 ≥15 KMG500 ≥500 ≥660 ≥15 KMG600≥600≥815≥15材质：20MnSi规格 公称直径（mm ） 公称面积（mm ） 截屈服载荷（KN ） 抗拉载荷（KN ） 重量（Kg/m ） 延伸率（%） 螺距 （mm ） Φ16 16±0.1 201.06 ≥69 ≥100 1.6 ≥15 10±0.2 Φ18 18±0.1 254.47 ≥87 ≥126 2.0 ≥15 12±0.2 Φ20 20±0.1 314.16 ≥108 ≥156 2.5 ≥15 12±0.2 Φ22 22±0.1 380.13 ≥131 ≥189 3.0 ≥15 12±0.2 Φ25 25±0.1490.87≥169≥245 3.9≥1512±0.2表三材质：KMG500规格公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）Φ20 20.1±0.2Φ22 16±0.1Φ25 16±0.1表四（2）管缝式锚杆（带倒楔）材质：Q235冷钢板。
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0.35mL 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1.8m2）锚杆间排距的确定：L= hK 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5.0k-----安全系数，取1.5γ---岩石容重，取2.5T/m 3h----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。
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）。
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1.1W——巷道跨度，mL——锚杆总长度，m则：L=1.1×（1.1+4.0/10）=1.65②按悬吊理论计算：由公式L=KH+l+T2计算确定L——锚杆总长度，mK——安全系数，一般取2H——软弱岩层厚度，ml——锚杆锚入坚固岩层的深度，一般取0.3mT2——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。
实际锚固长度：根据公式L锚=(L树·R2树)/（R2孔-R2杆）式中：L锚——树脂锚固剂锚固长度，mmL树——树脂锚固剂长度，mmR树——树脂锚固剂半径，mmR杆——锚杆半径，mmR孔——钻孔半径，mm则：实际锚固长度L锚=(1280×11.52)/(152-102) =1354mm＞1200mm5、锚杆间、排距Q确定。
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。
锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定
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;
锚杆(锚索)支护设计参数验算指导意见(1)
锚杆（锚索）支护设计参数验算指导意见矿属各采掘区队：为规范我矿锚杆（锚索）支护设计参数验算，特制定本意见，要求各队对照执行。
一、采用锚杆支护基本体系，辅助锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
用锚杆将软弱的直接顶板吊挂于坚固老顶上或采用锚杆将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体上,使松动岩块不致冒落。
1.锚杆长度：L≥KH＋L1＋L2式中：L为锚杆长度,m；H为软弱岩层厚度或冒落拱高度,m；K为安全系数,一般取K＝2；L1为锚杆锚入稳定岩层的深度,一般取0.4m；L2为锚杆外露长度[钢筋网厚度+钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+（0.01-0.05m）],m。
冒落拱高度按下式计算H=fB2/式中：B为巷道开挖宽度,m；f为岩石坚固性系数,二煤顶、底板岩石普氏系数f=3～5,取4。
2.锚杆的间排距计算锚杆间排距按以下公式计算：γaQ/KH式中：a为锚杆的间距,m；Q为锚杆的设计锚固力,取50KN；γ为被悬吊岩石的重力密度,二煤顶板重力密度为26.6KN/m3；K为安全系数,取K=2；H 为冒落拱高度,m。
a＞锚杆间排距即符合要求。
3.锚杆材质目前,我矿使用锚杆直径φ22mm、材质BHRB500左旋锚杆,屈服强度500MPa,抗拉强度670MPa,拉断载荷254.7KN 。
锚杆钢材抗拉强度如表1。
表1 锚杆钢材的抗拉强度4.钻孔与锚固参数)/(222d D l d l r r a -= 式中：r d 为锚固剂直径,mm ；D 为钻孔直径,mm ；d 为锚杆直径,mm ；r l 为锚固剂长度,m ，不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数如表2。
表2 不同钻孔直径与锚杆直径的锚固参数5.锚杆预紧力参数预紧力设计原则是控制围岩不出现明显的离、滑动与拉应力区,合理的预紧力值能够实现对离层与滑动的有效控制,选择锚杆预紧力为杆体屈服载荷的30%-60%，具体见附件《锚杆锚固力和预紧力矩计算》。
二、采用全锚索支护基本体系，辅助长锚索加强支护的工作面执行以下参数验算标准。
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。
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。
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
、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、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 。
锚杆锚索长度间排距参数的确定
f——岩石普氏系数，取2～4，取3；
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.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
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
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
（2）巷道顶板破坏范围的确定
式中，Rp——为围岩松动范围（m）；
Ro——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
式中，
（4）锚杆长度
式中，
2
1锚索长度的确定
式中：
La——锚索长度（m）；
La1——锚索外露长度（m）；
（1）按拱形冒落确定
式中：
（2）按三角形冒落确定
（3）按关键层理论确定
（3）当La2/a>3时，则La2=3a。
2锚索排距的确定
锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为：
式中，a——巷道宽度（m）；
——上覆岩层平均体积质量（KN/m3）
——单根锚索的极限破断力（KN）；
k——安全系数。
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。
锚杆支护技术管理规定
锚杆支护技术管理规定第一章总则第一条为积极推广应用锚杆支护技术，加强顶板管理，规范锚杆施工，依据《煤矿安全规程》及公司有关规定，特制定本规定。
第二条制定本规定旨在安全、高效、经济的原则下，鼓励和支持推广应用锚杆支护技术，保证和促进锚杆支护技术的推广应用；保证掘进巷道提高经济效益和劳动效率。
第二章支护设计第三条所有巷道施工前，都必须进行支护设计。
新揭露和开拓煤层、新建矿井巷道必须进行地质力学评估，方可进行支护设计。
支护设计经过验证后可作为正式设计在本巷道和相同条件下的其他巷道中采用，也可在类似条件巷道中采用。
第四条地质力学评估和巷道围岩分类是锚杆支护设计的主要依据。
地质力学评估的内容包括现场地质条件调查、巷道围岩力学性质测定、原始应力实测、再生应力监测及可锚性试验。
新揭露和开拓煤层、新建矿井必须进行测试。
第五条地质力学评估的具体内容如表：第六条原岩应力实测与再生应力监测以及围岩力学参数测试是锚杆支护的基础性实测工作。
原则上每个采区应进行原岩应力实测，测点布置要有代表性，以使实测结果能够最大程度地反映采区和井田的实际情况。
在此基础上绘制矿井地应力分布图。
第七条锚杆支护的适用条件取决于锚杆的可锚性试验，为锚杆支护的常规实测项目，新揭露煤层、新开拓盘区及新建矿井必须进行。
第八条普通煤巷锚杆支护的补强加固措施应优先采用锚索。
第九条锚杆支护设计应采用以实测为基础的动态反馈设计法，设计过程包括地质力学评估、初始设计、监测与信息反馈、修改设计四个步骤。
第十条在满足通风、运输、行人等要求的前提下，回采巷道掘进宽度尽量缩小。
第十一条在岩体裂隙发育、煤层破碎、松软区域内巷道开口，根据具体情况加强支护，加固巷道长度不低于15米。
第十二条初始设计可按以下方法进行：（一）计算机数值模拟方法。
其基本步骤为：①利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型；②利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳模式；③利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果分析比较，优选出最佳的方案作为初始设计；④分析确定顶板离层临界值。
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（1）两帮破坏范围C的确定
式中，k——应力集中系数；
kt——巷道维护时间影响系数；
kc——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（°）；
hc——被巷道切割的煤层厚度（m）；
lt——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（°）。
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；
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
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
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）；
hi——稳定岩层下各层厚度（m）；
i——稳定岩层下岩层层数。
（2）动压软岩巷道
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。
3锚索间距的计算
由于顶板悬吊载荷为
因此，锚索间距可由下式计算
式中：
Q2——锚索预紧力，KN,100～120，取100；
r——岩石的容重，KN/m，取23.5；
（1）按拱形冒落确定
式中：
（2）按三角形冒落确定
（3）按关键层理论确定
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；B——巷道Fra bibliotek度，m，取3；
f——岩石普氏系数，取2～4，取3；
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
式中：
B——巷道跨度，m；
——破坏区煤岩体容重，KN/m3
（3）当La2/a>3时，则La2=3a。
2锚索排距的确定
锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。每排布置一根锚索则其排距为：
式中，a——巷道宽度（m）；
——上覆岩层平均体积质量（KN/m3）
——单根锚索的极限破断力（KN）；
k——安全系数。
1
L=KH+L1+L2
式中L——锚杆长度，m；
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;
式中：
——内摩擦角，（。）
则
（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。
1
（1）按拱形冒落高度确定
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
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；
K——安全系数，取2；
H——冒落拱高度，m，是根据公式H=B/2f估算的；
B——巷道开挖宽度，一次开挖宽度4.2m，二次开挖宽度3.5m，取4.2m；
f——岩石（煤）坚固系数，f=2。
L1——锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取0.3m；
L2——锚杆在巷道中的外漏长度。
2
式中：
B—— ；
Q——锚杆设计锚固力，8 9.8KN；
（2）巷道顶板破坏范围的确定
式中，Rp——为围岩松动范围（m）；
Ro——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
式中，
（4）锚杆长度
式中，
2
1锚索长度的确定
式中：
La——锚索长度（m）；
La1——锚索外露长度（m）；