轨道大巷锚杆支护参数计算

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。

巷道锚杆支护计算公式

根据1552工作面围岩柱状资料分析，15#煤层顶板直接顶为粘土岩，厚度1.0-1.5m ，施工时，极易垮落，掘进施工时以14#煤层做顶沿15#煤层底板掘进，采取锚网支护。

为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于老顶坚硬岩层中，需用高强度锚索做辅助支护。

根据邻近1551运、回两巷掘进巷道的支护经验，确定1552回风巷、1552回风巷皮带机头硐室,采用锚杆—钢筋网—钢带--锚索联合支护。

二、支护参数设计㈠采用类比法合理选择支护参数：根据15#煤层邻近巷道的支护经验，1552回风巷巷道顶锚杆选用φ16mm ×1800mm 的圆钢锚杆，间距1000mm,排距900mm ；选用1x7丝φ15.24mm ，锚固力不小于230kN 冷拔钢筋,长度4.2m 的锚索加强支护。

㈡采用计算法校核支护参数1、锚杆长度计算L = KH+L 1+L 2式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，mK----安全系数，取2L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5mL 2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m其中： H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m2、锚杆间距、排距a 、b a=b=KHrQ 式中：a 、b ——锚杆间、排距mQ ——锚杆设计锚固力，50kN/根；H ——冒落拱高度，取0.58m ；K ——安全系数，取2；r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m 3a=b=44.2643.0250⨯⨯=1.48m施工中间距取1.0m ，排距取0.9m 。

3、锚杆直径的选择：d =P=abhr=0.9×1×1.8×23=37.26kN/m 2式中：a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8mb---锚杆间距r---承载岩体容重23kN/m 3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m 2d = =38002/3.1437304⨯⨯⨯=15.8mm施工中取Φ=16mm通过锚杆直径的验算，排距确定为0.9m ，间距为1.0m,能满足支护要求。

锚杆锚索参数计算

（一）按加固拱原理确定锚杆参数综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10米的巷道、硐室，可按下面经验公式确定锚杆参数1.锚杆长度L=N(1.1+W／10)=1.1×(1.1+3.6／10)=1.606m （2200mm）2.锚杆间(排)距D≤0.5L=0.5×1.606=0.803m (800×900mm) 3.锚杆直径d=1／110×L=1／110×1.606=0.0146米=14.6mm （18mm）式中W－巷道或硐室跨度，米；取3.6；N－围岩稳定量影响系数，取1.1，规定如下：Ⅱ类（稳定性较好）围岩，N=0.9；Ⅲ类（中等稳定）围岩，N=1.0；Ⅳ类（稳定性较差）围岩，N=1.1；Ⅴ类（不稳定）围岩，N=1.2；通过计算，φ18×L2200(mm)锚杆满足设计要求，间排距800×900（mm）满足设计要求。

(二)悬吊理论校核锚索间（排）距为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm，L=6300mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间（排）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，可用下式计算锚索间(排)距。

L=nF2／[BHγ－(2F1sinθ) ／L1]式中L－锚索间（排）距，m；B－巷道最大冒落宽度，取3.6+1.2=4.8m;H－巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m;γ－岩体容重，25kN／m3；L1－锚杆排距，0.9m；F1－锚杆锚固力（以最小锚固力计算），85kN；F2－锚索极限承载力（以最小锚固力计算），取200kN；θ－角锚杆与巷道顶板夹角，90°；n －锚索每排根数，取2；通过上式计算，L=2×200÷[4.8×2.0×25－（2×85×sin90°÷0.9）]=400÷﹙240－188.9﹚=7.8m得出锚索间排距小于7.8m，所选间排距2150×900（mm）满足设计要求。

锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式

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；
G2 2rhB / 3
因此，锚索间距可由下式计算
Q2 G2 cos 2rha2 B cos / 3
式中： Q2——锚索预紧力，KN,100～120，取 100； r——岩石的容重，KN/m，取 23.5； B——巷道跨度，m，取 3； f——岩石普氏系数，取 2～4，取 3；
5
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
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

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。

巷道支护参数计算

40119运顺宽度5。

8m ，高度3。

5m,全煤层中掘进，煤厚10.5m 。

根据工程经验，顶部锚杆规格为φ20mm ×2300mm ，间排距700×800mm 。

运顺顶板锚索间排距为1400×800mm ，每排4根。

运顺帮部采用螺纹钢锚杆配以金属网、锚索进行支护；帮部锚杆规格均为φ18×2000mm,间排距均为800×800mm 。

用极限平衡下塑性区计算法、悬吊理论、组合梁理论、自然平衡拱理论验算。

1、极限平衡塑性区法 ①极限平衡下的塑性区半径()ϕφφφγφsin 2sin 1)K (sin 1-⎥⎦⎤⎢⎣⎡⨯⨯+⨯-=ctg C ctg C H R R o s式中：s R —巷道塑性区半径，m;o R —巷道外接圆半径，通过几何法算出外接圆半径3。

39m ；γ—上覆岩石平均容重,取0.025MN/m 3; H —巷道埋深，最大埋深560m ； C —围岩粘结力，2。

65MPa ； φ—围岩内摩擦角，30°。

经计算得：()m 51.730)303(30sin 139.330sin 230sin 1=⎥⎦⎤⎢⎣⎡⨯⨯+⨯︒-=-ctg C ctg C H R s γ②计算维持极限平衡区岩石不冒落所需要的支护力顶部岩石荷载的厚度为：h d =Rs-b/2式中：s R —巷道塑性区半径，m ；b —巷道高度经计算得:h d ＝7。

51-1.75=5.76m为了维持极限平衡区岩石不冒落所需要的最小支护力为：顶部:P 顶＝=∑i i h γ 5.76×13。

6kN/m3＝78.3kN/m2 ③锚索提供的支护抗力为：DB q ns⨯=s P式中：q s —-锚索破断力，18.9mm 钢绞线取q s ＝400kN,；B -巷道宽度，5.8m ； D —锚索排距，0.8m ； n —每排锚索根数,4; 计算得：8.3440.88.54004KN P s =⨯⨯=。

锚杆(锚索)支护计算

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γ2kL 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 ；aL ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ；caa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；1d ——锚索直径； af ——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 ； dL ——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;70F 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。

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。

锚杆支护参数确定

采用类比法合理选择支护参数：根据9#煤层邻近巷道的支护经验，091105回风巷巷道顶锚杆选用φ18mm×2000mm的螺纹钢锚杆，间距950mm,排距900mm；
采用计算法校核支护参数
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，m
K----安全系数，取2
L1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m
L2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.05m
其中：
H=B/2f=3.4/(2×4)=0.43m
式中：B——巷道宽度
f——岩石坚固性系数，取4
L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m
施工时取L=1.8m
2、锚杆间距、排距a、b
Q
a=b=
KHr
式中：a、b——锚杆间、排距m
Q——锚杆设计锚固力，50kN/根；
H——冒落拱高度，取0.58m；
K ——安全系数，取2；
r ——被悬吊粘土岩的重力密度，26.44kN/m3 a=b=44
.2643.0250⨯⨯=1.48m 施工中间距取0.95m ，排距取0.9m 。

3、锚杆直径的选择： D=∆π/4PK P=abhr=0.9*1.0*1.8*23=27.26
式中：a －－锚杆间距；
b －－锚杆排距；
h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8 m ； r---承载岩体容重，取2.3KN/M3；
K －－安全系数，取2；
Δ－－锚杆材料抗拉强度，取38KN/M2； D=∆π/4PK ＝15.8mm
施工中取18mm 。

锚杆支护计算

2.3 支护参数计算根据锚杆加固作用原理,确定如下参数:2.3.1锚杆长度123L L L L =++=0.15+1.5+0.4=2.05m式中，1L —锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.15m ，对于端锚锚杆，L 1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度;2L —锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m;3L —锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L 3还要加大，取L 3为0.4m 。

为安全施工，取锚杆长度L=2100mm 长满足要求。

围岩内外围层结构的稳定性分析巷道围岩范围内各部分岩体，由于其距巷道周边的距离和岩性的不同，对巷道稳定性的影响作用是有显著差别的。

根据这种作用的大小以及一般巷道支护控制作用的范围，可将巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分，然后研究内外层围岩的结构类型及其与围岩稳定性之间的关系，并提出相应的围岩控制原则。

(1)内层围岩。

内层围岩是指距巷道周边较近的那部分岩体，其范围与通常意义上的松动圈范围相当。

如图所示，内层围岩的结构与性质对巷道稳定性影响最大。

这部分岩体受开挖及风化等影响严重，最易出现破坏和冒落，围岩变形的绝大部分是由这部分岩体产生的，锚杆支护、注浆加固及人为卸压等措施大致上也是在该范围岩体中进行的。

可见，内层围岩既是影响巷道稳定性的最关键部分，也是人为控制措施的主要的和直接的作用对象。

(2)外层围岩。

外层围岩是围岩中距巷道周边较远的那部分岩体。

与内层围岩相比，外层围岩受开挖及风化等影响较小，受支护控制作用的影响也较小；总的围岩变形中，外层围岩所占比例很小，对巷道稳定性的影响也较小。

(3)内外层围岩之间的关系。

根据上述定义可知．内层围岩的结构与性质是影响巷道稳定性的决定因索，外层围岩的结构与性质对巷道稳定性的影响要通过内层围岩来实现；支护控制的主要对象是内层围岩。

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

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＝Ｌ１＋Ｌ２＋Ｌ３式中：Ｌ：锚杆长度，mm ；Ｌ１：锚杆外露长度，取50mm ；Ｌ２：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 ）；Ｌ３：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°-ω帮/2)]/f式中：Ｂ：巷道掘进宽度（B 皮=5.5m 、B 硐室=4.4m 、）Ｈ：巷道掘进高度（H 皮=3.8m 、H 硐室=3.6m ）ｆ煤：煤层普氏系数，f 煤=2.5；ω帮：两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.26°；皮带巷：1461mm /2.5]2)/26.6345tan(00832/5500[=-??+=皮b 探放水、调车硐室： b 硐室=mm 2221/2.5]2)/26.6345tan(36002/4400[=-??+ （2）破碎深度：)2/45tan(H c 帮ω-??=式中：Ｈ：巷道掘进高度（H 硐室=3.6m 、H 皮=3.8m ）ω帮：两帮围岩的内摩擦角，取63.26°；皮带巷：mm 903)2/26.6345tan(3800c =?-??=皮探放水、调车硐室：c 硐室=mm 856)2/26.6345tan(3600=?-?? 由（1）、（2）可得巷道顶、帮锚杆长度分别为：皮带巷：L 皮顶＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋1461＋800＝2311mm ；L 皮帮＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋903＋600＝2003mm ；探放水、调车硐室：L 硐室＝Ｌ1＋Ｌ2＋Ｌ3＝50＋1222＋800＝2072mm ；L硐室＝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。

锚网支护参数

(二)锚杆、锚索支护参数计算根据锚杆悬吊作用计算锚杆支护参数1 、按悬吊理论计算锚杆参数1.1、锚杆长度计算L=KH+L1+ L2式中：L—锚杆长度，mH—冒落拱高度，mK—安全系数，取2L1—锚杆外露长度,0.1mL2—锚杆锚入稳定岩层的深度，0.3m其中： H=B/2f=7.1/2×4=0.89m。

式中：B——巷道开掘宽度，取7.1mf——顶板岩石普氏系数，取4。

则：L=2×0.89+0.1+0.3=2.18m施工中锚杆选用L=2.4m，满足设计要求。

1.2、锚杆间距、排距计算：a=√Ｑ/KHγ式中：a—锚杆间排距 mQ—锚杆设计锚固力 120KNH—冒落拱高度，取1mK—安全系数，取2γ—岩体容重，取22.54KN/m3。

则a=√120/2×1×22.54=1.24m施工时取a=800mm，＜1.24m ,间、排距选择合理通过计算施工中锚杆间、排距必须小于1.24m,根据巷道断面特征及地质因素，施工中一次成巷与二次成巷、端头支护顶锚杆间、排距为0.8m×0.8m，帮锚杆间排距永久帮0.8m×0.8m、临时帮间排距0.8m×0.8m，符合设计要求。

(三)、锚杆锚固长度计算L1=(d12/D2-d22)×L2L1——锚固长度md12——锚固剂直径mmD2——钻孔直径mmd22——锚杆杆体直径mmL2——锚固剂长度则：L1=(d12/D2-d22)×L2=(232/282-202)×0.62=0.83m通过计算，施工中选用MSCK2335一卷、MSZ2360一卷，共2卷，锚固长度为0.95m，符合设计要求。

(四)、锚索长度校核计算：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3.4mLc—上托盘及锚具的厚度，取0.20mLd—需要外露的张拉长度，取0.3m其中：La≥(K·d1·fa)/4fc式中：K—安全系数，取K=2;d1—锚索钢绞线直径，取18.94mmfa—钢绞线抗拉强度，N/mm2(1860Mpa，合1427.31N/mm2)fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2。

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(锚索)支护计算

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γ2kL 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 ；aL ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ；caa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；1d ——锚索直径； af ——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 ； dL ——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;70F 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。

掘进巷道作业规程锚杆索支护参数计算

掘进巷道作业规程锚杆索支护参数计算按巷道断面为5.7某3.6m进行验算，采用υ22某2200mm锚杆配合球形钢托板，锚索采用υ17.8某9300mm进行支护。

1、用解析法确定单体锚杆的支护参数（按单体锚杆悬吊作用计算）（1）锚杆长度L的确定：L=l1+l2+l3式中：l1—锚杆外露长度，考虑配合钢带支护，l1取100mm，l2—取普氏免压拱高（b），f=5,l2=b=B／2f（f≥3时）BHtan4522b（f≤2时）f顶f—岩石坚固性系数B—巷道跨度，5.7ml2=B／2f=5.7／2某5=0.57ml3—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力（πdτcl3）等于杆体屈服或拉断承载力（l3=4d2t）而得的公式估算：dt=22某335/4某5=368mm或4cdt=22某445/4某5=489.5mm4cl3=式中：d—锚杆直径，22mm；σt—杆体材料的设计抗拉强度，υ22mm螺纹钢锚杆设计屈服强度为335Mpa，抗拉强度为455Mpa。

τc—锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢与砂岩取5.0Mpa。

所以锚杆长度L=l1+l2+l3=100+570+368=1038mm或L=l1+l2+l3=100+570+489.5=1159.5mm我们取值锚杆长度2200mm。

（2）按锚杆杆体承载力与锚固力等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=4d2t，由P=Q得：d1.13Qt式中：Q—按矿现场锚固力拉拔试验数据取t=85000N；σt—锚杆杆体材料的设计抗拉强度，υ22mm螺纹钢锚杆设计抗拉强度为455Mpa。

d1.13Qt1.13850000.0154m15mm645510所以锚杆直径选择为22mm大于15mm可满足支护需要。

(3)、锚杆间距根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊软弱岩层重量的原则确定，即Q≥KHD2·γ则：D≤QKH式中：Q—锚固力，吨。

现场拉拨试验8~12吨，取8.5吨γ—粗砾砂岩平均容重，吨/ｍ，查表取2.5t/m3K—安全系数，取K=2H—巷道顶板岩体破碎带高度，取H=0.5m则：D≤38.5QD≤1.84m20.52.5KH取锚杆间距为0.9m，符合计算要求。

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 。