同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中，为了保证巷道的稳定和安全，采取一系列支护措施的工程技术。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一，主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。
1.巷道尺寸计算：巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。
一般来说，巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。
同时，根据巷道的用途和方向，还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。
2.巷道支护结构的尺寸计算：巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。
其中，顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护，需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素；侧墙支护一般采用锚杆和锚网，需要计算支护锚杆的数量和间距；底板支护一般采用钢架和木帮支护，需要计算底板支护的层数和尺寸等。
3.巷道支护材料的选用：巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。
一般来说，巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料；侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料；底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。
4.巷道支护力学参数的计算：巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。
支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素；巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。
在进行巷道支护参数计算时，需要根据具体的工程情况和设计要求，结合实际的地质条件和施工要求，采用合理的计算方法和参数值。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节，只有通过合理的计算和设计，才能确保巷道的稳定和安全。
煤矿巷道支护设计及施工工艺
支护设计一、巷道断面巷道断面直墙半圆拱型，净下宽：3.6m，净高：3.0m，净断面：9.4㎡,掘进下宽：3.8m，掘进中高：3.1m，掘进断面：10.6㎡。
二、支护方式（一）、永久支护巷道永久支护方式采用锚网喷，巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
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K=2；L1---锚杆锚进稳定岩层的深度，一般按0.5m；L2---锚杆的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=3.8/(2×3)=0.63B---巷道掘进宽度，取3.8m；f---岩石坚固系数，取3；K---安全系数，一般K=2；则：L=2×0.63+0.5+0.1=1.862、锚杆间距、排距计算：设计时间距、排距均为a，则a=［Q/KHγ］1/2=1.02式中 a---锚杆间排距，m；Q---锚杆设计锚固力，64kN/根；H---冒落拱高度，0.63m；γ---被悬吊砂岩的密度，取25kN/m³；K---安全系数，一般K=2；通过以上计算，选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆，长度为2.0m，锚杆间、排距为 0.9m。
网片采用钢筋网，相邻网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm。
爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m，炮后不大于2.4m。
围岩性较好时，采用先锚后喷的方式；围岩稳定性较差是，锚杆间、排距应适当缩小，并要先及时喷射混凝土，喷浆厚度不小于30mm，然后打设锚杆，复喷必须达到设计厚度。
初喷距工作面不超过5m，复喷距工作面不超过10m。
洒水养护时间不少于28天。
（二）、临时支护1、由于锚杆机手柄长度为1.3m，锚杆间距为0.9m，因此，在炮后及时进行敲帮问顶，然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。
2、初喷工作面作临时支护。
炮后及时找掉，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度不小于30mm，喷体初凝20min后，施工人员方可进入迎头。
同煤集团虎龙沟煤矿巷道支护优化技术探析
屈服 强 度 ：大 于 １６ Ｍｐ ，抗 拉 载 荷 ０ ａ ８ 大于 ２ 吨 。 ３
采用全锚索 、喷浆支护 ，锚索长度为 ８ ｍ、
１ｍ、１ｍ等规格 ，锚索 间排距为 ｌ ０ ２ ｍ。
配件 ：锁具 、球垫圈 、加 强管 、鸟窝
等；
２ ５ 层东轨道大巷现有 的支护 ＃ 体系存在 的主要 问题
（ ）支 护 体 系 不 匹 配 ：由 于 采 用 的锚 １ 索 的破 断 力 为 ２ 吨 ， ３ 但是 锚 索托 盘的 强 度
发生 “ 盘 ”现 象 。 现场 施 工 人 员 反映 ， 翻 据 锚 索 的 锚 固 力难 以 达 到 锚 索 的 破 断 力 ， 应 进 一 试验确定 。 步
托 盘： ０ ２ ０×２ ０×１ ｍｒ 高强托盘 ， ０ ０ ｎ
托 盘 强 度大 干 ３ 吨 。 Ｏ 锚 固 剂 ：每 套 锚索 采 用 三 支 Ｋ２ ５ 的 ３０ ４ ３ 面 控 制 材料 参数 ．表
中，应提 高辅助支护的强度 ，增加 巷道表
面的 支护 效 果 。
快速树 脂药卷。 ＃ 明 显不 足 ，井 下表 现为 多 个锚 素 托 盘 很 快 ４ ５ 层东轨道大巷支护参数的
杂 ，在 煤 层上 部 有 火 成 岩 侵 入 现 象 。 由于 火 成 岩 的 侵 入 ，对 煤 层 的 破 坏 比 较 严 重 ，
造成大面积火成岩床 ， 在煤层上部形成厚
度 不均 的变 质带 。 ５ 层 东 轨 道 大 巷 原 设 计 沿 煤 层 底 板 ＃ 留硬 煤 顶掘 进 ，东 轨 道 大 巷 断 面 为矩 形 ， 其荒断面宽为 ５ ｍ、高 为 ３ ５ ．ｍ。大 巷 现 在
火成岩床 ， 在煤层上部形成厚度不均的 变 质 带 ， 巷 道 支护 带 来 困 难 ， 过 技 术 优 给 通 化 ，采用快 装锚杆 支护 ，使锚杆 、锚索真
支护理论计算方法
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 m2、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 2.8r ——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 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 m Ky——直接顶煤岩类型性系数。
巷道支护
三，确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进尺寸（一）选择支护参数采用锚喷支护，根据巷道净宽 3.6m，穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩，服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可靠，锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。
锚杆杆体为∮20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂，药卷，锚固长度≥700,mm，设计锚杆预紧力≥120KN。
锚杆长度2.0m，呈方形不知，其间排距0.8×0.8m。
锚杆托板为10mm厚，120×120mm的拱形托板。
喷射混凝土设计厚度T1=100mm，设计强度为C18，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
巷道局部需要加强支护地段，再首次喷射50mm厚混凝土候铺设∮6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。
（二）选择道床参数根据巷道通过运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc，hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。
采用钢筋混凝土轨枕。
（三）确定轨道掘进断面尺寸由表3——7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2§=3800+2×75=3950mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+§=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=3800（0.39×3800+1820）=12547600mm²。
取S1=12.55m²。
巷道计算掘进断面面积S2=B1（0.39B2+h3）=3950（0.39B1（0.39B1+h3）3950+1820）=13273975mm²。
取S2=13.27²。
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。
煤矿巷道掘进支护设计
煤矿巷道掘进支护设计首先，根据地质条件选择支护方式。
常见的支护方式有喷锚支护、锚杆支护、锚索网支护等。
根据地质条件的不同，选择适合的支护方式可以提高支护效果。
比如在地质条件较差的地区，可以选择喷锚支护，利用高压水泥浆喷涂在巷道壁上形成坚固的支护层；而在地质条件较好的地区，可以选择锚杆支护，通过将锚杆固定在巷道壁上来增强其稳定性。
其次，考虑巷道尺寸确定支护方式的细节设计。
巷道的高度、宽度和坡度等尺寸参数会影响支护设计的具体要求。
通常情况下，巷道的高度和宽度应满足安全规定，并考虑到运输设备和材料输送的需要。
此外，巷道的坡度也需要合理设计，以避免因过大坡度导致的支护问题。
根据巷道尺寸，可以选择相应的支护材料，如可选择砂浆、钢筋和钢板等材料。
然后，考虑支护材料的可行性和经济性。
支护材料的选择要考虑其可行性和经济性，以确保巷道的安全性和效益。
在选择支护材料时，需要考虑材料的强度、耐久性、耐腐蚀性以及施工和维护的便利性等方面。
此外，还需要考虑材料的成本，选择性价比较高的材料，避免支出过多。
最后，需要在设计中考虑运输条件。
掘进巷道进行支护设计时，需要考虑后期运输设备和材料输送的要求。
比如，在巷道设计中预留足够的运输空间和设备安装空间，以便将来运输和设备的顺利进行。
总之，煤矿巷道掘进支护设计是确保巷道稳定和安全的重要一环。
在设计过程中，需要综合考虑地质条件、巷道尺寸、支护材料可行性和经济性以及运输条件等因素，选择合适的支护方式和材料，并合理设计巷道尺寸和支护细节，以确保掘进巷道的安全和可靠。
大同煤矿集团有限责任公司巷道支护技术规范(试行)0909
大同煤矿集团有限责任公司巷道锚杆支护技术规范（试行）大同煤矿集团有限责任公司2015年9月1总则1.1本规范针对大同煤矿集团有限责任公司（以下简称同煤集团）大同矿区现有生产矿井开采的侏罗系、石炭系煤层地质与生产条件编制，旨在促进下属各煤矿巷道锚杆支护技术的发展，为实现安全、高效、绿色开采创造良好条件。
1.2本规范适用于同煤集团大同矿区侏罗系及石炭系煤层煤巷及半煤岩巷。
1.3与锚杆支护技术有关的各级管理、技术人员、操作工人以及安全监察人员，都应进行锚杆支护技术培训。
1.4坚持科学态度，依靠科技进步，高度重视锚杆支护的技术问题，积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。
1.5本规范未涉及的有关技术，应按国家及煤矿安全监察局等上级部门的有关规定执行，同煤集团原有关规定与本规范相抵触的，以本规范为准。
2巷道围岩地质力学评估及稳定性分级2.1巷道围岩地质力学评估与稳定性分级是锚杆支护设计、施工与管理的基础依据，锚杆支护设计之前应完成巷道围岩地质力学评估及稳定性分级。
2.2巷道围岩地质力学评估与稳定性分级首先应确定评估区域，且锚杆支护设计应该限定在这个区域内，应考虑巷道服务期间影响支护稳定性的主要因素。
2.3巷道围岩地质力学评估主要内容（1）巷道围岩岩性与强度。
包括巷道所在煤岩层及顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。
（2）围岩结构与地质构造。
包括巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布对围岩完整性的影响，巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系及其对巷道围岩稳定性的影响程度。
（3）地应力。
包括巷道原岩应力的大小和方向、与巷道轴线的夹角，采动对巷道围岩应力的影响程度。
（4）环境影响。
包括巷道水文地质条件、涌水量、瓦斯涌出量对围岩强度的影响程度以及围岩的风化特性等。
（5）锚杆锚固力。
施工采用的锚杆，宜以端部锚固的方式进行拉拔试验，锚固力满足设计要求时，方能在井下使用。
2.4巷道围岩地质力学参数的测点应具有代表性，应能最大程度地反映整个巷道围岩地质力学评估与稳定性分级限定区域的情况。
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。
煤矿建井巷道施工锚杆支护的原理、参数设定及设计方法
煤矿建井巷道施工锚杆支护的原理、参数设定及设计方法摘要：为提高支护的强度和效果如通常采用锚杆辅以锚索做加强支护，锚杆理论已用理论方法确定煤矿巷道、硐室支护参数阶段，用该理论设计的巷道、硐室支护有理有据，文章就此提出论点，供广大同仁参考、指正。
关键词：煤矿矿井巷道锚杆支护1、锚杆支护作用原理锚杆是一种安设在巷道围岩体内的杆状锚栓体系。
采用锚杆支护的巷道，就是在巷道掘进后向围岩中钻锚杆眼，然后将锚杆安设在锚杆孔内，对巷道围岩进行加固，以维护巷道的稳定性。
1.1悬吊作用悬吊作用是指将要冒落的围岩或者软弱岩层，用锚杆悬吊于上部的坚硬岩体上，由锚杆来承载围岩或者弱岩的重量。
1.2组合梁作用可将平顶巷道层状顶板看作是由巷道两帮为支点的叠合梁，在荷载作用下，各层板梁都单独弯曲，每层板梁的上下缘分别处于受压和受拉状态。
但是用锚杆将各组合板梁压紧之后，在荷载作用下，就如同一块板梁的弯曲一样，提高了板梁的抗弯强度，可以提高顶板岩层的承载能力。
1.3挤压加固拱作用在巷道周围系统地布置锚杆，使巷道拱部节理发育的岩体连接在一起，便在一定的范围内形成一个连续的、具有一定自承能力的拱形压缩带，使巷道围岩由原来作用在支架上的荷载变成了承载结构，以支承其自身的重量和顶板压力。
1.4减跨作用在巷道内安设锚杆，能够减少压力拱的高度和跨度。
如在巷道跨中打一根锚杆，相当于在该处打一根支柱，使原来的拱分为两个小拱，小拱的跨度为原拱的一半。
如果打三根锚杆，就相当于将原来的拱分成四个小拱，压力拱的跨度为原拱的四分之一，同时压力拱的高度也明显降低。
1.5围岩补强加固作用巷道深处围岩内的岩石处于三向受力状态，而靠近巷道周边的岩石则处于二向受力状态，后者的强度远远小于前者，因此容易受破坏而丧失稳定性。
在巷道内安设锚杆后，有些围岩又部分地恢复为三向受力状态，增强了自身的强度。
此外，锚杆还可以增强岩层弱面的抗剪强度，使巷道周边的围岩不易破坏和失稳。
2、锚杆支护参数的确定目前，用于煤矿巷道支护设计的主要的锚杆支护参数设计方法有下列几种：（1）悬吊机制及其围岩条件：在层状岩体中，锚杆将下部不稳定岩层悬吊在上部稳固的岩层上，锚杆承受的载荷为下部不稳定岩层的重量。
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
汾西矿业集团巷道支护理论计算设计方法（初稿）生产技术部2009年8月前言煤矿巷道支护有架棚、料石砌碹、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌碹等支护是被动支护，由于成本高、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。
而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。
现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护，锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。
支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。
如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。
目前，国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。
工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。
理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论，计算得出锚杆支护参数。
由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。
因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。
随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。
与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。
数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。
如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。
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。
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算公司标准化编码 [QQX96QT-XQQB89Q8-NQQJ6Q8-MQM9N]40119运顺宽度，高度，全煤层中掘进，煤厚。
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；γ—上覆岩石平均容重，取m 3； H —巷道埋深，最大埋深560m ； C —围岩粘结力，； 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 ＝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×m3＝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，钢绞线取q s ＝400kN ，；B —巷道宽度，； D —锚索排距，； n —每排锚索根数，4； 计算得：㎡8.3440.88.54004KN P s =⨯⨯=。
②锚杆提供的支护抗力锚杆加固后所形成的均匀压缩带提供的支护抗力为：2m m m D q P ⋅=η式中：q m --锚杆锚固力，100KN ；D m 2--锚杆间、排距，*㎡； η--锚杆支护系数，取η＝。
煤巷支护技术
第一章 煤巷锚杆支护理论与设计方法综述第一节 锚杆支护理论一、悬吊理论悬吊理论是最早的锚杆支护理论，1952年路易斯·阿·帕内科(Louis ．A ．Panek)等发表了悬吊理论，认为锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层悬吊在上部稳固的岩层上，增强较软弱岩层的稳定性，如图1—1所示。
对于回采巷道的层状岩体，当巷道开挖后，直接顶因弯曲下沉与基本顶分离，如果锚杆及时将直接顶悬吊在基本顶上，就能减少和限制直接顶的下沉和离层，达到加强支护的目的。
悬吊理论直观地揭示了锚杆的悬吊作用，简单、实用，在实践中应用范围最为广泛，相对而言也更符合现场实际。
一般适用于锚固范围内具有稳定岩层的巷道顶板。
图1-1 锚杆支护悬吊示意图二、组合梁理论该理论认为，在煤层顶板为层状岩层时，锚杆将锚固范围内的岩层挤紧，增加各岩层间的摩擦力，防止岩层沿层面间的滑动，避免离层现象，提高自承能力。
此外，杆体增加抗剪强度，阻止岩层间的水平错动，从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩层锁紧成一个较厚的岩层，如图l 一2所示。
这种组合厚岩层在上覆岩层荷载作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减小。
根据组合梁理论，n 层岩层使用锚杆与不使用锚杆相比，岩层的最大挠度和最大应力分别可降低2n 和n 倍，如公式1—1、1—2所示。
b c nσσ1=(1-1) b c f n f 21= (1-2) 式中 b σ——不使用锚杆时岩层中的最大应力；——使用锚杆时岩层中的最大应力；cf——不使用锚杆时岩层的最大挠度；bf——使用锚杆时岩层的最大挠度；cn——岩层的分层层数.图1-2 锚杆支护组合梁示意图（a) 无锚杆的组合梁；（b）锚杆加固的组合梁对于端锚，其提供的轴向力将对岩层离层产生约束，增大了各岩层间的摩擦力，与杆体提供的抗剪力一同阻止岩层间产生相对滑动。
对于全锚，锚杆和锚固剂共同作用，明显改善了锚杆受力状况，增加了控制顶板岩层离层和水平错动的能力，支护效果优于端锚。
煤矿巷道掘进支护设计
煤矿巷道掘进支护设计煤矿巷道的支护设计是煤矿开采中的重要环节，对于确保矿工的安全和顺利进行矿井作业有着关键性的作用。
本文将对煤矿巷道的支护设计进行详细分析，并从以下几个方面进行探讨。
首先，煤矿巷道的设计应该考虑顶板、底板和两侧的支护措施。
针对不同的地质情况，采用不同的支护措施。
例如，在稳定的地质条件下，可以采用弯曲钢丝网加锚杆的支护方式；而在地质条件较差且存在一定的冒顶风险时，可以采用钢架加喷锚混凝土的支护方式。
此外，还可以根据巷道的不同位置和用途设计相应的支护结构，例如支柱、支承等。
其次，针对巷道的长度和横断面形状，需要选择合适的支护方式。
巷道的长度越大，需要的支护措施也越复杂。
对于相对较短的巷道，可以采用单排锚杆或者喷锚混凝土的方式进行支护；而对于相对较长的巷道，则需要考虑采用更加复杂的支护结构，例如双排锚杆、钢架、绞盘以及弯曲钢丝网等。
此外，根据巷道的不同用途，还需要选择合适的支护结构。
例如，对于矿车道和运输巷道，需要考虑使用强度高、耐磨性好的材料进行支护，以增加其承载能力和减少磨损。
而对于通风巷道，则需要保证通风畅通，选择适当的支护结构，如云梯、通风门等。
此外，对于巷道的掘进过程，还需要考虑控制支护的时间和方式。
巷道的掘进过程中，需要逐步完成支护措施，以确保矿工的安全。
掘进支护主要包括控制冒顶、冒底、冒崩等地质灾害的发生以及修复巷道的变形。
同时，还需要确保支护措施的稳定性和持久性，以保证巷道的长期使用。
总结起来，煤矿巷道的支护设计是煤矿开采的重要环节，对于保障矿工的安全和提高矿井作业效率具有关键性作用。
支护设计应该根据巷道的地质条件、长度、横断面形状和用途等因素进行综合分析，选择合适的支护措施和结构。
此外，还需要控制支护的时间和方式，以保障巷道的稳定性和持久性，确保矿工的安全和作业的顺利进行。
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)同煤集团巷道支护理论计算设计方法初稿生产技术部2009年8月前言煤矿巷道支护有架棚料石砌碹锚杆等一系列支护形式架棚和料石砌碹等支护是被动支护由于成本高进度慢消耗体力大支护效果差等原因逐渐被淘汰而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位是唯一能实现安全快速经济的一种支护形式现在无论在国内还是国外煤矿巷道都优先采用锚杆支护锚杆支护已成为巷道支护发展的方向支护设计是巷道支护中的一项关键技术对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义如果支护形式和参数选择不合理就会造成两个极端其一是支护强度太高不仅浪费支护材料而且影响掘进进度其二是支护强度不够不能有效控制围岩变形出现冒顶事故目前国内外锚杆支护设计方法主要分为三大类工程类比法理论计算法和数值模拟法工程类比法包括根据已有的巷道工程通过类比提出新建工程的支护设计通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计采用简单的经验公式确定支护设计理论计算法基于某种锚杆支护理论如悬吊理论组合梁理论及加固拱理论计算得出锚杆支护参数由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件而且很难比较准确可靠地确定计算所需要的一些参数因此依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展与其他设计方法相比数值模拟法具有多方面的优点如可模拟复杂围岩条件边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场可快速进行多方案比较分析各因素对巷道支护效果的影响模拟结果直观形象便于处理与分析等数值模拟法已经在美国澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上采用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计然后进行井下监测根据监测数据验证修改和完善初始设计尽管数值模拟法还存在很多问题如很难合理地确定计算所需的一些参数模型很难全面反映井下巷道状况导致计算结果与巷道实际情况相差较大但是数值模拟法作为一种有前途的设计方法经过不断的改进和发展会逐步接近于实际近10年来我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作在借鉴国外先进设计方法的基础上结合我国煤矿巷道的特点提出动态化信息化的设计方法符合煤矿巷道地质条件复杂性多变性的特点这种设计方法已经在多个矿区得到推广应用锚杆支护设计的可靠性合理性和科学性得到显著提高同煤集团的巷道支护技术相对落后工程技术人员的理论基础知识和实践经验存在一定差距现在根本无法用数值模拟法进行巷道支护设计只能采用理论计算法进行巷道支护设计但是各矿选用的计算公式五花八门不规范不统一为了规范巷道支护设计生产技术部组织人员编写了同煤集团巷道支护理论计算设计方法仅供参考生产技术部2009年8月目录第一部分有伪顶巷道支护设计5第二部分自然平衡拱顶板支护设计7第三部分复合层顶板支护设计9第四部分一般放顶煤巷道支护设计12第五部分特厚放顶煤巷道支护设计14第六部分极近距离煤层巷道支护设计17第七部分岩石拱形巷道支护设计方法20第八部分计算参数的修正21第九部分支护设计实例22参考文献 29第一部分有伪顶巷道支护设计很多煤巷顶板存在一层或几层极易冒顶的伪顶这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式选用悬吊理论进行设计锚杆的作用是将巷道顶板较弱易冒落的岩层悬吊在上面稳定岩层上以增强软弱岩层的稳定性锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用悬吊理论力学模型如图1图1 悬吊理论力学模型1锚杆长度式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度不小于不稳定岩层的厚度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m2锚固力的确定锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算式中锚杆锚固力KN安全系数一般取2～3锚杆间排距m易冒落岩石平均重力密度KNm33锚杆的直径式中锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa4锚索的长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度m锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度m锚索的锚固长度一般取15～2m5锚索间排距的确定锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2～3根锚杆应布置1根锚索锚索的排距按下式计算式中锚索间距排距m锚索承载力查材料强度检验报告可得KN安全系数一般取2～5锚杆锚固岩层的厚度m锚杆锚固岩层平均重力密度KNm36锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力KN第二部分自然平衡拱顶板支护设计巷道开掘后如顶板裂隙发育破碎在地应力的作用下浅部围岩发生破坏易冒落而在深部一定范围内形成自然平衡拱自然平衡拱以上的岩体是稳定的这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式锚杆的作用是将巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的岩石悬吊在上部稳定的岩石上锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和和保护作用可见自然平衡拱理论对锚杆支护作用的分析实质上是悬吊作用自然平衡拱理论力学模型如图2图2 自然平衡拱理论力学模型1冒落拱高自然平衡拱高度m巷道掘进宽度m巷道掘进高度m两帮围岩的内摩擦角查采矿工程设计手册表1437和表1440 2锚杆长度式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度不小于自然平衡拱的高度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m3锚杆的锚固力锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算式中锚杆锚固力KN安全系数一般取2～3锚杆间排距m冒落拱岩石平均重力密度KNm34锚杆的直径式中锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa5锚索的长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度m锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度m锚索的锚固长度一般取15～2m6锚索的间排距锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2～3根锚杆应布置1根锚索锚索的排距按下式计算式中锚索间距排距m锚索承载力查材料强度检验报告可得KN安全系数一般取2～5锚杆锚固岩层的厚度m锚杆锚固岩层平均重力密度KNm37锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力KN第三部分复合层顶板支护设计煤系地层是层状沉积岩有一类顶板每一层连续完整层间有节理如复合层顶板这类顶板应采用锚杆锚索联合支护方式选用组合梁理论进行设计锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对组合梁起悬吊和减跨作用以增强组合梁的强度组合梁理论力学模型如图3图3 组合梁理论力学模型1锚杆长度式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度 m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m式中安全系数一般取3～5组合梁岩层平均重力密度KNm3组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa2锚杆间排距及杆体直径假设锚杆的间距与排距相等即式中锚杆的间距排距锚杆杆体直径选择直径的锚杆mm锚杆杆体材料的抗剪强度查材料的强度检验报告可得MPa 安全系数一般取3～6MPa组合梁岩层平均重力密度KNm3巷道宽度m3锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷式中锚杆锚固力KN锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa4锚索的长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度m锚索的有效长度组合梁的厚度m锚索的锚固长度一般取15～2m5锚索的间排距锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2～3根锚杆应布置1根锚索锚索的排距按下式计算式中锚索间距排距m锚索承载力查材料强度检验报告可得KN安全系数一般取2～5组合梁岩层厚度m组合梁岩层的平均重力密度KNm36锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力KN第四部分一般放顶煤巷道支护设计一般放顶煤巷道煤层厚度小于10米沿煤层底板掘进顶煤厚度3～6米这类巷道应采用锚杆锚索联合支护方式应采用加固拱理论和悬吊理论进行设计加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m的均匀连续压缩带它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形锚索锚固在稳定的岩石顶板上对压缩带起减跨作用并对顶煤起悬吊作用加固拱理论悬吊理论力学模型如图4图4 加固拱理论悬吊理论力学模型1锚杆长度及间排距式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系式中加固拱厚度一般取08～12m锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30～45°锚杆的间距与排距近似相等一般取07～1m2锚杆的直径选择直径的锚杆3锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷式中锚杆锚固力KN锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa4锚索的长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度m锚索的有效长度不小于顶板煤层的厚度m锚索的锚固长度一般取15～2m5锚索的间排距锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2～3根锚杆应布置1根锚索锚索的排距按下式计算式中锚索间距排距m锚索承载力查材料强度检验报告可得KN安全系数一般取2～5顶板煤层厚度m顶板煤层的平均重力密度KNm36锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力KN第五部分特厚放顶煤巷道支护设计特厚放顶煤巷道煤层厚度大于10米沿煤层底板掘进顶煤厚度一般大于6米这类巷道应采用锚杆锚索联合支护方式应采用加固拱理论和自然平衡拱理论进行设计加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m的均匀连续压缩带它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形锚索对组合梁起减跨作用对自然平衡拱下部的煤层起悬吊作用把巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的煤层悬吊在上部稳定的煤层中加固拱理论自然平衡拱理论力学模型如图5图5 加固拱理论自然平衡拱理论力学模型1锚杆长度及间排距式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系式中加固拱厚度一般取08～12m锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30～45°锚杆的间距与排距近似相等一般取07～1m2锚杆的直径选择直径的锚杆3锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷式中锚杆锚固力KN锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa4冒落拱高式中自然平衡拱高度m巷道掘进宽度m巷道掘进高度m两帮煤的内摩擦角查采矿工程设计手册表1437和表14405锚索长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度m锚索的有效长度不小于自然平衡拱的高度m锚索的锚固长度一般取15～2m6锚索的间排距锚索的间距应根据锚杆的间距确定每2～3根锚杆应布置1根锚索锚索的排距按下式计算式中锚索的排距m锚索承载力查材料强度检验报告可得KN安全系数一般取2～5自然平衡拱高度m冒落拱煤层平均重力密度KNm37锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力KN第六部分极近距离煤层巷道支护设计层间距小于4米的巷道应采用锚杆11工字钢棚联合支护方式应采用组合梁理论和简支梁理论进行支护设计锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构11工字钢梁起简支梁作用对岩层起支撑作用组合梁理论简支梁理论力学模型如图6图6 组合梁理论简支梁理论力学模型1锚杆长度式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m还必须满足小于岩层的厚度式中安全系数一般取3～5组合梁岩层平均重力密度KNm3组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa2锚杆间排距及杆体直径假设锚杆的间距与排距相等即式中锚杆的间距排距锚杆杆体直径选择直径的锚杆mm锚杆杆体材料的抗剪强度查材料的强度检验报告可得MPa 安全系数一般取3～6MPa组合梁岩层平均重力密度KNm3巷道宽度m3锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷式中锚杆锚固力KN锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa411工字钢的棚距工作钢梁最大弯矩按下式计算式中工字钢梁上的最大弯矩kN·m均布载荷 kNm巷道上部尽宽m式中组合梁岩层平均重力密度KNm311工字钢棚距 m所以有工字钢弯矩如图7图7 工字钢弯矩工字钢的最大弯曲拉应力应按下式计算式中最大拉应力KNm2工字钢的抗弯截面模量cm2钢梁稳定应满足条件式中工字钢梁刚才的屈服强度查强度检验报告可得KNm2安全系数一般取3～5所以有可求得11工字钢的棚距为第七部分岩石拱形巷道支护设计方法岩石拱形巷道应采用锚杆喷浆联合支护方式应采用加固拱理论加固拱理论强调锚杆的群体作用该理论认为顶板安装锚杆后在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区只要锚杆间距足够小各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结便在围岩中形成了一个厚度为m 的均匀连续压缩拱它不仅能保持自身的稳定而且能承受地压阻止上部围岩的松动和变形喷浆的作用一是防止围岩风化降低强度二是能够防止小块岩石的脱落三是能改变围岩的受力状况使围岩的二向应力状态变为三向应力状态岩石巷道加固拱理论力学模型如图8 图8 岩石巷道加固拱理论力学模型1锚杆长度及间排距式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度m锚杆的有效长度m锚杆的锚固长度螺纹钢锚杆一般取06～1m麻花头锚杆一般取03～04m加固拱厚度锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系式中加固拱厚度一般取08～12m锚杆的控制角煤体的硬度越大控制角也越大一般取30～45°锚杆的间距与排距近似相等一般取07～1m2锚杆的直径选择直径的锚杆3锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷式中锚杆锚固力KN锚杆直径m锚杆杆体的屈服强度MPa4喷浆的厚度及强度喷浆的厚度应在8～12cm强度不小于C20第八部分计算参数的修正用理论计算出的支护参数必须根据煤炭行业标准《煤巷锚杆支护技术规范》com支护参数MT 14612002锚固力规定值表2进行修正表1 锚杆支护基本参数序号参数名称单位参数值 1 锚杆长度 m 1锚杆直径mm 1锚杆排距m 07锚杆距m锚索有效长度m锚索直径mm 22mm ＞125 20mm ＞105 18mm ＞8516mm ＞75 圆钢杆体σs≥235MPa 22mm ＞95 20mm ＞70 18mm ＞60 16mm ＞50第九部分支护设计实例一巷道概况某回风顺槽巷道设计长度1250m巷道岩煤层顶板掘进掘进宽度32m掘进高度27m煤层顶底板情况及煤层特征情况分别见表3表4 表3 煤层顶底板情况表名称岩石名称厚度 m 特征老顶细砂岩粉砂岩717 致密性脆较稳定以石英长石为主直接顶炭直接底表4 煤层特征情况表项目单位指标备注煤层平均厚度m324 煤层倾角° 0°煤层硬度f 自燃发火期 6 绝对瓦斯涌出量 m3min 024煤尘爆炸指标2812二巷道支护设计1支护方式及支护理论的选择该巷道沿煤层顶板掘进直接顶为炭页岩易冒落平均厚度141m老顶为坚硬的细砂岩和粉砂岩较稳定采用锚杆锚索联合支护方式选用悬吊理论进行设计锚杆的作用是将巷道易冒落的炭页岩直接顶悬吊在上面稳定的老顶上锚索锚固在深部围岩里调动深部围岩的强度对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用另外由于直接顶较破碎采用钢带和金属网进行护表为了防止片帮采用麻花头锚杆和混凝土托板护帮2理论计算1锚杆长度式中锚杆长度m锚杆外露顶板长度取01m锚杆的有效长度不小于直接顶的厚度取15m锚杆的锚固长度取06m把数据带入公司可求得 22m2锚杆锚固力锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量按下式计算式中锚杆锚固力KN安全系数取25锚杆间排距取08m取1m冒落炭页岩平均重力密度查采矿工程设计手册表1-4-2取25KNm3把数据带入公司可求得 75KN3锚杆的直径式中锚杆直径mm锚杆杆体的屈服强度取335MPa把数据带入公司可求得 168mm4锚索的长度式中锚索长度m锚索外露顶板长度取03m锚索的有效长度不小于锚杆锚固岩层的厚度取22m锚索的锚固长度取15m把数据带入公司可求得 4m5锚索间排距的确定锚索的间距应根据锚杆的间距确定该巷道每排布置4根锚杆所以每排锚索应布置2根间距 16m锚索的排距按下式计算式中锚索间距排距间距 16m锚索承载力选用直径为178mm的钢绞线查材料强度检验报取360KN安全系数取2锚杆锚固岩层的厚度取21m锚杆锚固岩层平均重力密度取25KNm3把数据带入公司可求得 21m6锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力即式中锚索锚固力KN锚索承载力取360KN把数据带入公司可求得≥360KN3参数的修正根据表1和表2结合锚杆锚索的对应布置关系修正支护计算参数结果如表5表5 计算参数修正结果序号参数名称单位计算值修正结果说明 1 锚杆长度 m 22 22 2 锚杆间距 m08 08 3 锚杆排距 m 1 1 4 锚杆锚固力kN75 85 结合锚杆的直径根据表2修正 5 锚杆直径 mm 16818 根据表1修正 6 锚索长度 m 4 6 根据表1修正7 锚索间距 m 16 16 8 锚索排距 m 21 2 根据锚杆的排距修正9 锚索锚固力kN 360 3604支护设计布置说明1顶板支护锚杆形式和规格杆体采用18 左旋无纵筋螺纹钢长度为2200mm 杆尾螺纹为M20mm托板采用拱型高强度托板托板规格为100×100×10mmW形钢带规格厚度为3mm宽度为150mm长度为3000mm金属网规格采用金属网片护顶网片规格为3000×2000 mm网格规格为100×100mm网间搭接长度不小于200mm用双股14铅丝按不大于300mm的间隔连接牢固锚固方式树脂加长锚固采用两支树脂药卷一支规格为K2330另一支规格为Z2330锚杆布置锚杆间距×排距 800×1000mm每排4根锚杆锚杆角度顶板中部的两根锚杆与顶板成90 布置两边的锚杆向帮偏移20 布置锚索单根钢绞线直径为 178mm长度为6000mm加长锚固采用三支树脂药卷一支规格为K2330两支规格为Z2360每2排锚杆布置2根锚索间距×排距 1600×2000mm尾部配有高强度锚具配套金属托板规格为长×宽×厚 300×300×16mm2巷帮支护锚杆形式和规格采用 18mm麻花头锚杆长度为1700mm每排布置2根排距×间距 1000×1000mm与巷帮成90 布置采用1支K3535树脂药锚固托板采用钢筋混凝土托板托板规格为长×宽×厚 600×160×10mm序号名称型号每排数每m数100m数 1 顶板螺纹钢锚杆10 -M20-2200 4根4根400根 2 巷帮麻花头锚杆18-M18-1700 4根4根400根 3 顶板W形钢带3000×150×3×4 1条1条100条 4 顶板钢筋网片3000×2000 05片05片50片 5 快速树脂药卷K2330 5支5支500支 6 中速树脂药卷Z2330 4支4支400支7 中速树脂药卷Z2360 1支1支100支8中速树脂药卷K3535 4支4支400支9 钢绞线178-6000-1 1根1根100根四操作工艺1顶板锚杆的安装方法钻孔施工完毕后将树脂药用锚杆一块顶入钻孔顶部再用专用连接套将MQT-120型气动锚杆钻机和锚杆连接好搅拌树脂药20±5S左右待凝固后取下钻机凝固3min后将钢带垫片套在锚杆上最后用锚杆钻机或力矩扳手把螺母拧紧2顶板锚索的安装方法钻孔施工完毕后将树脂药快速凝固长药卷在上中速凝固长药卷在下 S左右并感觉转动困难时立即停钻凝固10min后将钢板及专用锁具先后套入钢绞线然后套上张拉千斤进行张拉当拉力达到80～100kN时取下张拉千斤顶3帮锚杆的安装方法钻孔施工完毕后将树脂药用麻花头锚杆一块顶入钻孔最底部再用专用连接套将ZQS-70型风钻和锚杆连接好搅拌树脂药20±5S凝固后取下ZQS-70型风钻凝固3min后将水泥砼托板垫片套入锚杆最后用锚杆钻机或力矩扳手把螺母拧紧四质量要求1锚杆支护质量要求1 严格按照中线和排间距布置锚杆锚杆排间距误差为±100㎜2 锚杆孔方向误差不得超过±15°3 锚杆外露长度控制在10～30㎜㎜精品。
巷道的支护问题
巷道顶板压力的分析计算与木材支护分析计算的理论是基于世界各个国家的标准来进行计算，并取最大值作为结果值，以保证安全问题。
围岩压力是变形压力和松动压力的组合，大部分压力(特别是变形压力)由围岩自身承担，只有少部分转移到支护结构上。
一、巷道矿压估算1.工程类比法（地质压力系数法）假定山岩压力为均匀分布，并且适用于H≤1.5（2a）的巷道。
P=S x×γ×2a其中：H-巷道高度，2mS X,S Z-山岩压力系数，取值0.15γ-围岩的容重，23kN/m3a-巷道跨度的一半，1mP=0.15×23×2=6.9kN/m22.根据围岩情况，选择顶压载荷高度为0.25m。
P=0.25×γ=0.25×23=5.75kN/m23.根据相关地压的经验数据和围岩的情况，可以得出顶板压力P=30kN/m2。
根据计算的结果，选取其中最大的值30kN/m2作为巷道的顶板的压力值。
二、木材支护由于坑木需要强度大，硬度高。
所以本矿选择Gelam树木作为支护的坑木。
每米巷道的支护密度为一架棚，承载的坑木为两根。
选用的坑木直径约为14cm，长度为230cm。
所以坑木所受的顶板压力为：F=P/（2S）=30/（2×3.14×0.07²）=974kN/m2。
根据相关的资料显示，Gelam树木的抗压强度为12Mpa,而Albasia的抗压强度为6Mpa。
所以Gelam木材满足要求，能够起到支护的作用，从而保证矿井的安全。
同时，这两种木材在矿井中都进行过实验，巷道支护完好，从未出现问题。
由此可以得出，矿井的木材支护是能充分保证安全的，矿井各个系统配套合理，可以进行工作。
巷道支护设计
一、巷道锚杆支护设计
按组合梁理论计算：
L2 0.5 B K1 q
1
式中，K1-安全系数，一般取K1 =3～5； q-均布载荷，kN/m。 根据组合梁的抗剪强度，计算锚杆的间排距s1、s2（m），通常按锚 杆等距排列
s1 s 2 0.0458 D L2 K 2 Bq
式中，τ-杆体材料抗剪强度，MPa； K2-顶板抗剪安全系数，一般取K2=3～6。
⑥重复进行由初始设计至信息反馈与修改、完善设计步骤，直到满意。
一、巷 2）理论计算法 按悬吊理论锚杆长度L可由下式计算
L L1 L2 L3
式中，L1-锚杆外露长度，一般取L1=0.15m； L2-锚杆有效长度，m； L3-锚杆固定长度，由拉拔试验确定，m。
一、巷道锚杆支护设计
根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算杆体直径D（mm）：
D 35.52 Q
t
式中，Q-由拉拔试验确定的锚固力，kN； σt-杆体材料的抗拉强度，MPa。 根据每根锚杆悬吊的岩重，计算锚杆的间排距s1、s2（m），通常 按锚杆等距排列：
s1 s 2 Q KL2
式中，K-锚杆安全系数，一般取K =1.5～2； γ-岩石的容重，kN/m3。
一、巷道锚杆支护设计
3）系统设计法 ① 地质力学评估，主要是围岩应力状态和岩体力学性质评估。 ② 初始设计，以有限差分数值模拟分析为主要手段，辅以工程类比 和理论计算法。 ③ 按初始设计选定的方案进行施工。 ④ 现场监测，主要有锚杆受力和巷道围岩表面及深部位移的监测。
⑤ 信息反馈与修改、完善设计、选用巷道表面及深部位移、全长锚固锚杆的 受力分布、端部锚固锚杆的载荷、锚固区内和区外的离层值作为反馈指标， 提出修改方案。
巷道支护方案
巷道支护方案矿井扩建初步设计根据围岩条件，采用不同支护方式。
主、副暗斜井，回风上山，水平大巷等为半圆拱形，采用锚喷或砌碹支护，引风道，中央变电所、水泵房、水仓等采用半圆拱断面，砌碹支护；工作面轨道巷、运输巷、回风巷为梯形断面，采用金属支架支护。
因此，永久支护方式根据巷道用途，围岩稳定性采用三种方式：锚喷支护、砌碹支护、钢支架支护。
一、锚喷支护（含喷浆支护、锚杆喷浆支护、锚网喷支护）（一）支护材料及规格质量要求：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=B/（2f）=3.5/（2×5）=0.35式中：B—巷道开掘宽度，取3.5m；f—岩石紧固性系数，取5；则：L=2×0.35+0.5+0.1=1.35m＜1.85 m2、锚杆间、排距计算，通常间排距相等，取α；α=Q/（KHr）式中：α—锚杆间排距，m；Q—锚杆设计锚固力50KN/根H—冒落拱高度取0.45m；r—被悬吊砂岩的密度，取45KN/m3；K—安全系数，一般取K=2；则：α=50/（2×0.45×45）=1.23m＞0.8m通过以上计算，选用Φ20×1850㎜的高强锚杆，间排距为800㎜×800㎜，矩形布置，可满足安全及质量施工要求。
（二）支护工艺1、打锚杆眼:工艺流程为：临时支护（敲帮问顶）→定锚杆眼位→锚眼→扫眼→安装锚固剂和锚杆→上托盘→用力矩扳手拧紧螺帽。
（1）打锚杆眼前的工作①首先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、围岩；②按中、腰线检查断面规格，不符合断面规格的地段须进行处理；③锚杆眼矩形布置，间、排距为800mm，打眼前应用粉色粉笔或油漆点好眼位，眼距误差为±100mm，眼深应大于锚杆长度50mm。
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 =⨯⨯=。
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同煤集团巷道支护理论计算设计方法（初稿）生产技术部2009年8月前言煤矿巷道支护有架棚、料石砌雀、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌雀等支护是被动支护，由于成本髙、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。
而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。
现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护, 锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。
支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。
如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。
目前，国內外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。
工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。
理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论, 计算得出锚杆支护参数。
由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。
因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。
随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。
与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。
数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。
如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，釆用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。
尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。
但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
近10年来，我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作。
在借鉴国外先进设计方法的基础上，结合我国煤矿巷道的特点，提出动态化、信息化的设计方法, 符合煤矿巷道地质条件复杂性、多变性的特点。
这种设计方法已经在多个矿区得到推广应用，锚杆支护设计的可靠性、合理性和科学性得到显著提高。
同煤集团的巷道支护技术相对落后，工程技术人员的理论基础知识和实践经验存在一定差距，现在根本无法用数值模拟法进行巷道支护设计，只能采用理论计算法进行巷道支护设计，但是各矿选用的计算公式五花八门，不规范、不统一。
为了规范巷道支护设计，生产技术部组织人员编写了“同煤集团巷道支护理论计算设计方法”，仅供参考。
生产技术部2009年8月目录第一部分有伪顶巷道支护设计（5）第二部分自然平衡拱顶板支护设计（7）第三部分复合层顶板支护设计（9）第四部分一般放顶煤巷道支护设计（12）第五部分特厚放顶煤巷道支护设计（14）第六部分极近距离煤层巷道支护设计（17）第七部分岩石拱形巷道支护设计方法（20） t第八部分计算参数的修正 (21)第九部分支护设计实例 (22)参考文献 (29)第一部分有伪顶巷道支护设计很多煤巷顶板存在一层或几层极易冒顶的伪顶，这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。
锚杆的作用是将巷道顶板较弱易冒落的岩层悬吊在上面稳定岩层上，以增强软弱岩层的稳定性。
锚索锚固在深部围岩里, 调动深部围岩的强度，对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用。
悬吊理论力学模型如图1。
图1 悬吊理论力学模型1、锚杆长度¼l =L杆1 + “2 + 厶杆3C式中⅛—锚杆长度，m；Ll Tl—锚杆外露顶板长度，m；乙杆2—锚杆的有效长度，不小于不稳定岩层的厚度，m；厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜5,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；2、锚固力的确定锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量，按下式计算。
Q杆=^I⅛2¾I¾2/式中Q∣f —锚杆锚固力’KN；心一安全系数，一般取2〜3；"杆1、¾2—锚杆间排距，m；了一易冒落岩石平均重力密度，KN/nf；3、锚杆的直径式中〃杆一锚杆直径，m；σ1—锚杆杆体的屈服强度，MPa。
4、锚索的长度⅛ = L细+ ¼2 + L敍3 式中L t—锚索长度，m；厶當］—锚索外專顶板长度，m；¼2-锚索的有效长度，不小于锚杆锚固岩层的厚度⅛≥⅛2+⅛,厶知—锚索的锚固长度，一般取〜2m；5、锚索间排距的确定锚索的间距。
卸应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：Gy = ----- -式中"萄、"索2 —锚索间距、排距，m;N當一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；心一安全系数，一般取2〜5；h—锚杆锚固岩层的厚度,Z I =L H,+L tf3, m；y—锚杆锚固岩层平均重力密度，KN/m3；6、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：- N魅式中：Q$：—锚索锚固力，KN；N卓一锚索承载力，KNO第二部分自然平衡拱顶板支护设计巷道开掘后，如顶板裂隙发育、破碎，在地应力的作用下，浅部围岩发生破坏易冒落，而在深部一定范围內形成自然平衡拱，自然平衡拱以上的岩体是稳定的。
这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，锚杆的作用是将巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的岩石悬吊在上部稳定的岩石上，锚索锚固在深部围岩里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固的岩体起悬吊和和保护作用。
可见，自然平衡拱理论对锚杆支护作用的分析实质上是悬吊作用。
自然平衡拱理论力学模型如图2。
图2 自然平衡拱理论力学模型1、冒落拱高f+zztan45°-b—自然平衡拱高度，m；3—巷道掘进宽度，m；H一巷道掘进高度，m；co -.—两智围岩的內摩擦角，查采矿工程设计手册表1—4—37和表1—4—2、锚杆长度式中L H—锚杆长度，m；S人一锚杆外露顶板长度，m；⅛2-锚杆的有效长度，不小于自然平衡拱的高度，m;厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜5,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；3、锚杆的锚固力锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量，按下式计算。
Q杆=K厶2“杆1“杆2了式中0杆一锚杆锚固力，KN;IK|—安全系数，一般取2〜3；%】、伽2 —锚杆间排距,m；了一冒落拱岩石平均重力密度，KN/m3；4、锚杆的直径式中〃杆一锚杆直径，m；σi—锚杆杆体的屈服强度,MPaO5、锚索的长度式中Lg—锚索长度，m；厶當］—锚索外稼顶板长度，m；厶抚一锚索的有效长度，不小于锚杆锚固岩层的厚度⅛≥⅛2+ ⅛,Q3—锚索的锚固长度，一般取〜2m；6、锚索的间排距锚索的间距"萄应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：2 K I a^h7 式中"索］、a ...1—锚索间距、排距，m；N當一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；K,—安全系数，一般取2〜5；■h—锚杆锚固岩层的厚度，/?=厶杆2+厶杆3，°1；卩一锚杆锚固岩层平均重力密度，KN/i?；7、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：Q∙*≥N∙報式中：Q&—锚索锚固力，KN；N當一锚索承载力，KNO第三部分复合层顶板支护设计煤系地层是层状沉积岩，有一类顶板每一层连续完整，层间有节理，如复合层顶板，这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，选用组合梁理论进行设计。
锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构，锚索锚固在深部围岩里，调动深部围岩的强度，对组合梁起悬吊和减跨作用，以增强组合梁的强度。
组合梁理论力学模型如图3。
图3组合梁理论力学模型1、锚杆长度S= ⅛1 + 厶杆2 + ⅛3式中L H—锚杆长度，m；Ll TI—锚杆外靂顶板长度，m；L杆2—锚杆的有效长度，m；厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜Im,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；L>K∕式中心一安全系数，一般取3〜5；了一组合梁岩层平均重力密度，KN∕m3;组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa；2、锚杆间排距及杆体直径假设锚杆的间距与排距相等，即：勺Fl=G 杆2式中 仙2—锚杆的间距、排距；〃杆一锚杆杆体直径，选择直径t∕tl >18≡;/的锚杆，∏≡;『一锚杆杆体材料的抗剪强度，查材料的强度检验报告可得，MPa;心一安全系数，一般取3〜6, MPa ；了一组合梁岩层平均重力密度，KN/m 3；B —巷道宽度，InO3、锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷。
式中 O fi —锚杆锚固力，KN ；〃杆一锚杆直径，m ； σf —锚杆杆体的屈服强度，MPa 。
4、锚索的长度式中 L 嘗—锚索长度，m ；Ql —锚索外露顶板长度，m;付2—锚索的有效长度，组合梁的厚度，m ；付3—锚索的锚固长度，一般取〜2m ；5、锚索的间排距(锚索的间距α萄应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：λ -式中α⅛ji' e 索2—锚索间距、排距，m ；TI < 1.4472:N保一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；心一安全系数，一般取2〜5；h—组合梁岩层厚度，m；了一组合梁岩层的平均重力密度，KN∕∏A6、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：QaN •績式中：Q錶—锚索锚固力，KN；N常一锚索承载力，KNo第四部分一般放顶煤巷道支护设计一般放顶煤巷道（煤层厚度小于10米）沿煤层底板掘进，顶煤厚度3〜6米, 这类巷道应采用锚杆、锚索联合支护方式，应采用加固拱理论和悬吊理论进行设计。
加固拱理论强调锚杆的群体作用，该理论认为：顶板安装锚杆后，在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，便在围岩中形成了一个厚度为πι的均匀连续压缩带，它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，阻止上部围岩的松动和变形。
锚索锚固在稳定的岩石顶板上，对压缩带起减跨作用，并对顶煤起悬吊作用。
加固拱理论、悬吊理论力学模型如图4.1、锚杆长度及间排距¼l = ⅛1 + ¼f2 + 厶杆3式中L杆一锚杆长度，m；LI fl—锚杆外稼顶板长度，m；⅛2—锚杆的有效长度，m；⅛3-锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜Im,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；&加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系：_ IrI tan a+ α杆］¼r-> = ----------tana式中加一加固拱厚度，一般取〜；锚杆的控制角，煤体的硬度越大，控制角也越大，一般取30〜45° ；C itTl-锚杆的间距，与排距a杆2近似相等，一般取〜Im;2、锚杆的直径选择直径⅜ ≥ 18≡1的锚杆。