锚杆支护计算(实用荟萃)

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。

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。

9.3支护计算

支护参数设计㈠采用类比法合理选择支护参数：根据邻近巷道的支护经验及顶板岩层的实际情况，巷道顶板往上1.8m 左右有一层0.1-0.2m 的煤线，为保证支护质量，巷道顶锚杆选用 φ18mm ×2400mm 的左旋无纵肋螺纹钢锚杆，规格型号为MSGLD-335,间距 1000mm , 排距 900mm ；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， m K---- 安全系数，取 2L 1 —— 锚杆锚入稳定岩层深度，取 0.5m L 2 —— 锚杆在巷道中的外露长度，取 0.1m 其中： H=B/2f=5/(2 ×3)=0.83m 式中： B —— 巷道宽度 f —— 岩石坚固性系数，取 3L = 2H+L1+L2=2 ×0.83+0.5+0.1= 2.26m 施工时取 L=2.4m 2 、锚杆间距、排距 a 、 b a=b=式中： a 、 b —— 锚杆间、排距 m Q —— 锚杆设计锚固力，70kN / 根； H —— 冒落拱高度，取 0.83m ； K —— 安全系数，取 2 ；r —— 被悬吊粘土岩的重力密度， 26kN /m 3 a=b=2683.0270⨯⨯=1.62m施工中间距取 1.0m ，排距取 0.9m 。

3 、锚杆直径的选择：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。

∆=πk4d P P=abhr=1 × 0.9×2.4 × 26=56.16kN 式中： a--- 锚杆排距h--- 锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2.4m b--- 锚杆间距r--- 承载岩体容重 26 kN /m 3 K--- 安全系数取 2Δ -- 锚杆材料抗拉强度，取490kN /m 2∆=πk4d P =17.08mm 施工中取 Φ=18mm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。

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。

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= 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5.0k-----安全系数，取1.5 γ---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。

(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。

巷道锚杆支护计算公式概要

巷道锚杆支护计算公式概要一、基本概念锚杆支护是通过将锚杆（一种具有一定强度和刚度的锚杆材料）固定在地层中，以增加地层的稳定性和抗变形能力。

巷道锚杆支护的计算公式主要包括锚杆的受力计算和巷道的稳定性分析。

二、锚杆受力计算1.锚杆受拉力计算公式锚杆受拉力是锚杆支护中最主要的受力状态，其计算公式为：T=σA×d其中，T为锚杆受拉力(N)，σ为地层的单向抗拔强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

2.锚杆受剪力计算公式锚杆也会受到一定的剪力作用，当地层存在剪切面时，剪力的计算公式为：Q=τA×d其中，Q为锚杆受剪力(N)，τ为地层的单向抗剪强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

三、巷道稳定性分析巷道的稳定性分析主要用来判断巷道是否发生坍塌或开裂等变形情况。

巷道的稳定性分析常用的参数包括位移和应力。

位移和应力的计算公式如下：1.巷道位移计算公式巷道的位移是衡量巷道稳定性的重要指标，巷道的位移计算公式为：δ=(q×l^2)÷(2E×I)其中，δ为巷道的位移(m)，q为巷道的荷载(kN/m)，l为巷道的跨度(m)，E为巷道的弹性模量(kN/m^2)，I为巷道的惯性矩(m^4)。

2.巷道应力计算公式巷道的应力是衡量巷道稳定性的另一个重要指标，巷道的应力计算公式为：σ=M÷S其中，σ为巷道的应力(MPa)，M为巷道的弯矩(N·m)，S为巷道的截面模数(mm^3)。

四、总结巷道锚杆支护的计算公式是巷道工程中非常重要的一部分，能够帮助工程师们在设计和施工过程中判断巷道的稳定性和受力情况。

本文概要介绍了锚杆受力计算公式和巷道稳定性分析的计算公式，为巷道工程的设计和施工提供了一定的参考和指导。

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。

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。

支护设计计算

附录：支护设计计算按悬吊理论计算支护参数：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，mK----安全系数，取2L1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5mL2——锚杆在巷道中的外露长度，取0.1m其中： H=B/2f=3.6/(2×4)=0.45m式中：B——巷道宽度 f——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2×0.45+0.5+0.1=1.5m施工中取L=2m2、锚杆间距、排距a、ba=b=KHrQ式中：a、b——锚杆间、排距mQ——锚杆设计锚固力，80kN/根；H——冒落拱高度，取0.45m ；K——安全系数，取2；r——被悬吊石灰岩的重力密度，24kN/m3a=b=√502×0.45×24=1.52m施工中取a=b=0.9m3、锚杆直径的选择：d=P=abhr=0.9×0.9×2×24=38.9kN/m2式中：a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度2mb---锚杆间距r---承载岩体容重24kN/m3K---安全系数取2Δ--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m2d= =√4×3890×2/3.14×3800=16.1mm施工中取Φ=20mm通过锚杆直径的验算，排距确定为0.9m，间距为0.8m,能满足支护要求。

4、锚索支护参数计算：⑴确定锚索的长度：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1.5mLc---上托盘及锚具的厚度，取0.1mLd---需要外露的张拉长度，取0.3m锚索锚固长度La按下式确定：La≥K×(d1fa/4fc)式中：K---安全系数，取2d1---锚索钢绞线直径，取15.24mmfa---钢绞线抗拉强度，N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2)fc—锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2则La≥（2×15.24×1883.52）/4×10=1435.242㎜≈1.44mL=1.44+1.5+0.1+0.3=3.34m 施工取锚索长度为6.3m。

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。

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。

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 。

锚杆锚索支护强度计算

⑵、采用计算法校核支护参数①顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固作用，达到支护效果，应满足L≥L1+L2+L3式中：L — 锚杆总长度，mL1 — 锚杆外露长度（钢筋梯厚度+托盘、螺母厚度+0.02~005m，顶锚杆取0.15 m，帮锚杆取0.15m），m；L2 —锚杆有效长度（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（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m），m；普氏免压拱高：b=[B/2+Htan（45°-ω帮/2）]/f顶式中：B、H巷道跨度和高度，B=5.0m H=2.8mf顶—顶板岩石普氏系数，取4；ω帮—两帮岩石的内摩擦角取75°58′（查表得）b=[5000/2+2800tan（45°－75°58′/2）]／4=715mmc=2800×tan（45°－75°58′/2）=350mm依上述公式计算得出：顶锚杆长度L顶≥1715mm，帮锚杆长度L帮≥1100mm所选锚杆长度均能满足计算要求。

②按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距：每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a2式中：G—岩体重量KN，锚杆锚固力Q=100KN，考虑安全系数K，安全系数，取2；γ —岩石密度，26.7KN／m3；L2—锚杆有效长度，800mm；A —锚杆排距，m；（Q／KγL2）1/2计算得：a＜1.52m，因此间、排距参数能满足计算结果。

③悬吊理论校核锚索间距：为防止巷道顶板岩层发生大面积的整体跨落，用φ21.6mm×5200mm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。

此时靠巷道两帮的角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，则锚索间距计算公式如下：L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]式中: L—锚索排距，m；B—巷道最大冒落宽度，5.0m；H—巷道冒落高度，2.2m；γ—岩体容重，26.7KN/m3；L1—锚杆排距，0.80m；F1 —锚杆锚固力，100KN；F2 —锚索设计承载力，180KN；θ —角锚杆与巷道顶板夹角，75°；n —锚索排数，1排；通过计算，锚索排距L小于3.4m，设计锚索排距2.4m，因此所选锚索参数满足设计要求。

锚杆支护参数确定

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 。

锚杆计算——精选推荐

1．采用计算法选型校对支护参数：⑴锚杆长度及直径：A、锚杆长度：顶锚杆通过悬吊作用，帮锚杆通过加固帮体作用，要达到支护效果，其顶帮锚杆长度应满足：L≥L1+L2+L3式中：L—锚杆长度 mL1—锚杆外露长（顶锚杆取0.15m，帮锚杆取0.15m）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）L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）普式免压拱高b=〔B/2+Htan（45°-W帮/2）〕/f顶破碎深度c=H tan（45°-W帮/2）式中：B、H—巷道掘进跨度和高度 B=3.6m H=2.2mf顶—顶板岩石普氏系数 f顶取3W帮—两帮围岩的内摩擦角 W帮取 63.43°b=〔3600/2+2200tan（45°-63.43°/2）〕/4=772㎜c=2200 tan（45°-63.43°/2）=519㎜依据上式得出，顶锚杆长度L顶= L1+L2+L3=150+773+800=1723㎜帮锚杆长度L帮= L1+L2+L3=150+519+600=1269㎜依据验算结果、经验数据综合取值，所选锚杆长度：L顶=2000㎜ L帮=1800㎜。

B、锚杆直径选型锚杆直径按杆体承载力与锚固力等强度原则。

P=пd2δt/4锚杆的锚固力为Q取50 KN，杆体承载力为P，δt取值835MPa（查表得）由P=Q d =1.13(Q/δt)1/2=10.35㎜选顶锚杆直径为φ20㎜，帮锚杆直径为φ18㎜。

⑵锚杆间、排距按锚杆所能悬吊的重量核对锚杆间、排距悬吊岩体重量：G=rL2a2锚固力Q应能承担G的重量Q＞KGa＜（Q/krL2）1/2式中：a—锚杆间排距Q—锚杆锚固力 Q＞50KN 取50KN K—安全系数取K=1.5r—岩石密度取24KN/ m3 （查表得）L2—有效长度a＜〔50/（1.5×26.8×0.772〕1/2=1.09m选锚杆间、排距为：950×950mm。