煤矿巷道锚杆支护参数设计
关于M6、M16煤巷道支护锚杆(锚索)支护设计技术参数分析
关于苍海煤矿M6、M16煤巷道支护锚杆（锚索）支护设计技术参数分析 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）支护参数校核已知：M6、M16煤顶板为粉砂岩：以深灰色，薄层状粉砂岩为主，粉砂状结构，夹粉砂质泥岩，菱铁质细砂岩，细砂岩等，沙纹层理发育，局部显水平层理及斜层理。
顺槽巷道毛宽4.7米，高帮3.3米，采用锚网+锚索支护。
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），0.1m ； 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，按树脂锚固剂长度1.2m 计算。
其中围岩松动圈冒落高度顶f H B b ⎪⎭⎫ ⎝⎛-+=︒245tan 2ω式中B 、H ——巷道掘进荒宽、荒高；巷宽4.7米，巷高3.3米。
顶f ——顶板岩石普氏系数；粉砂岩取5ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()︒=3.57arctan 顶f 。
967.0)34.16tan(245tan =︒=⎪⎭⎫ ⎝⎛-︒=H H c ω米66.05967.035.2245tan 2=+=⎪⎭⎫ ⎝⎛-+=︒顶f H B b ω米L ≥L1+L2+L3=0.1+0.66+1.2=1.96米，顶锚杆长度2.2米满足要求2．锚杆的直径计算锚杆的直径按杆体的承载力与锚固力等强度原则确定，即d 14.35mm === 式中：d ——锚杆杆体直径，mm;Q ——锚固力，按选取直径大于16mm 的树脂锚杆和施工初期职工的锚固工艺掌握程度，按80kN 计算；t σ——杆体抗拉强度，按选取锚杆的技术参数取为490MPa 。
巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计巷道锚杆支护是指利用锚杆将岩体固定在边坡上，以增加岩体的稳定性和承载能力的一种支护措施。
在巷道工程中，锚杆支护是一种常用且有效的岩体支护方式，适用于高应力、大变形、薄弱岩层等困难地质条件。
巷道锚杆支护的参数设计是关键，下面将详细介绍巷道锚杆支护参数设计的内容和要点。
1.锚杆的种类选择：根据巷道支护的具体要求和地质条件选择合适的锚杆类型，常见的锚杆有锚杆、预应力锚杆、高压锚杆等。
不同类型的锚杆具有不同的承载能力和抗剪强度，需要根据具体情况选择合适的锚杆类型。
2.锚杆的长度和直径：根据设计要求和岩体的稳定性分析确定锚杆的长度和直径。
一般情况下，锚杆的长度为岩层的厚度加上一定的过长量（通常为2-3倍的锚杆直径），以确保锚杆能够充分发挥作用。
锚杆的直径根据巷道的尺寸和岩体的情况来确定，一般为20-32毫米。
3.锚杆的安装间距：锚杆的安装间距要根据岩体的稳定性和锚杆的承载能力来确定。
一般情况下，锚杆的安装间距为锚杆长度的1.5-2倍，以确保锚杆能够均匀地分布在巷道围岩中，提高整体的支护效果。
4.锚杆的布置形式：锚杆的布置形式一般分为单排布置和双排布置两种。
单排布置适用于较宽的巷道和边坡锚固，双排布置适用于较窄的巷道和支护面积较大的巷道。
根据实际情况选择合适的布置形式，以确保锚杆能够充分发挥作用。
5.锚杆的预应力设计：预应力锚杆是通过施加预加载力使其锚固区域产生压应力，从而提高锚杆的承载能力。
预应力锚杆的预应力值要根据岩体的强度和稳定性要求来确定，一般为0.5-1倍的锚杆的抗拉强度。
巷道锚杆支护参数设计的关键是要根据具体地质条件和设计要求进行合理选择和确定。
在参数设计中，要充分考虑巷道围岩的强度、稳定性和变形性能，保证锚杆能够充分发挥作用，并且要进行合理的预测和计算，确保锚杆支护的有效性和安全性。
同时，在实际工程中还需要进行监测和检测，及时调整和修正参数设计，以确保巷道锚杆支护的长期稳定性和安全性。
煤巷锚杆、锚索支护参数设计
２ 巷 道 围 岩 状 况 钻 孔 窥 视 分 析
使用 Ｔ Ｇ １ Ｙ Ｄ ０型岩层钻孔探 测仪 ， 通过 Ｃ Ｄ将 钻 Ｃ 孔内岩层实测 图像 由电缆线传输到 。通 过计算机 对实
测图像的对 比， 可描 述 出巷道 围岩离层 、 错位 、 裂变 破
化情况 。 １ 探 测 孔 位 于 ３７运 输 巷 道 变 电所 进 风 口 以里 ， 号 ０
３８Ｘ ．ｍ， ． ２ ７ 巷道 顶板完 整 ， 没有 明显 的弯 曲下沉 。孔 深 ４ 垂直 顶 板布 置 。窥 视 结果 如 下 ： ｍ， 孔深 １０ ｍ ００ ｍ
以下顶 板 比较破 碎 ， 环形 离层多 处 ，０ ０ ｍ 以上顶板 １０ ｍ
完整 。
层顶板岩性变化较 大 ， 的位置顶板 为泥岩伪顶 ， 的 有 有 位 置 接顶 板为粉 细砂岩 。巷道 布置层位 也 不 固定 ，
４ 结 语
验， 有力 的保 障 ｆ １６ ９ － ２ ０ 综采 工作面开采 的顺利进 行 ， 为矿 ２０ ０ ５年 完成 １０万 ｔ ０ 生产 任务 打下 了坚 实 的基
础。
通过 以 措施 的实施 ， 按期 完成 了该工 作 面 的掘 进 施工任 务 ， 为掘进 饥大倾 角作业 施工 总结 ｌ宝贵 经 『
处 ，００ ｍ 以 上顶 板 完 整 。 １０ ｍ ３ ３ ７巷 道 锚 杆 支 护 参 数 设 计 方 法 ０ ３ １ 锚 杆 支 护 参 数 确 定 ．
３ １ １ 锚杆 长度 ．．
Ｌ＝Ｌ ＋ ，＋Ｌ ＝０ １ ． ５＋１ ２ ． ０＋０ ４ ． ０＝１ ７ ｍ， ． ５ 取
３ ８
东 科技 堪晨
２１年第１ ０ ２ 期
煤 巷 锚 杆 、 索 支 护 参 数 设 计 锚
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。
掘进巷道锚杆支护设计[1][2]
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沿煤巷道矩形断面锚杆支护设计1、巷道围岩破坏指数计算：）（）（245tg h 12cos K F 1000B H K C C 11ϕαγ-⨯⨯-⨯⨯⨯⨯⨯⨯= 式中：C ——煤帮松塌破坏深度 m ；K ——平衡自然拱角应力集中系数，（巷道周边挤压应力集中系数），巷道宽高比，一般取3.0；γ1——顶板岩层平均容重25KN/m 3；查表得H ——巷道埋深， m ；B ——固定（残余）压力影响系数，一般取1-1.2，也称采动影响系数； F 1——煤体单向抗压强度14-20MPa ；K C ——煤体完整性系数1.0；α——煤层倾角（°）；h ——巷道掘进高度 m ；ϕ——煤体内摩擦角16-40°。
2、顶板潜在的冒落拱高度z y F K cos c a b ⨯⨯=α）＋（式中：b ——顶板潜在的冒落拱高度m ；C ——巷道两帮松塌破坏深度 m ；a ——巷道顶板有效跨度之半 m ；K y ——直接顶煤岩类型系数0.6；F z ——直接顶普氏坚固性系数 。
根据岩性查表确定m 1.2L L L L 321＝＋＋＝式中：L ——垂直锚杆长度m ；L 1——锚杆外露长度0.1m ；L 2——锚杆有效长度1.5m ；L 3——锚杆锚固长度0.5m 。
经验公式L=N ×（1.1＋B ÷10）=1.8m式中：N ——与稳定性有关的系数1.20；B ——巷道宽度4m 。
1.8m ＜2.1m结合实际（复合顶板，有水软化）取锚杆长度为2200mm 。
4、顶板锚杆直径计算mm 2.13Q32.35d 2/11＝）（＝δ⨯式中：d ——锚杆直径mm ； Q ——实测锚固力70KN ；1δ——抗拉强度370-390Mpa考虑锚杆屈服变形后势必造成顶板离层严重，取1δ=335Mpa 计算d=16.2mm 。
经验公式mm 12.18110d ＝＝÷ι式中：d ——锚杆直径mm ； ι——锚杆长度2000mm 。
煤矿锚杆锚索的支护标准
煤矿锚杆锚索的支护标准煤矿锚杆锚索是煤矿安全生产中一种常见的支护设备，它主要用于固定和支撑巷道、巷道顶板、围岩等地下工程中的硬性支护。
为确保煤矿锚杆锚索的支护效果，需要严格按照相关标准进行设计、施工和检验。
以下是煤矿锚杆锚索的支护标准的相关参考内容：1. 对煤矿锚杆锚索的设计要求：- 根据巷道的尺寸和支护的要求，确定锚杆锚索的类型、直径和长度，并确保其强度和韧性适合当地地质和工况。
- 锚杆锚索的排列和布局应合理，避免集中应力和裂纹的生成，同时保证锚杆锚索之间的间距符合要求。
- 确保锚杆锚索在受力时能够均匀分布荷载，并能够有效地传递和分散地应力，提高支护效果。
2. 对煤矿锚杆锚索的施工要求：- 锚杆锚索的安装过程中，应先进行地质勘探，确定锚杆锚索的适用长度和位置，并清除周围的杂物和矿渣，确保可以正常安装。
- 锚杆锚索的预埋长度应符合设计要求，预埋部分应与周围巷道结构相衔接，确保锚杆锚索的固定效果。
- 在锚杆锚索的施工过程中，需要控制锚杆锚索的张力和注浆量，确保张力均匀，注浆均匀，并满足设计要求。
- 锚杆锚索的固定结构应合理，确保锚杆锚索的紧固性和可靠性。
固定式锚杆锚索应与端部锚索紧密衔接，同时在锚杆锚索固定的部位设置支承结构，增加锚杆锚索的支护效果。
3. 对煤矿锚杆锚索的检验要求：- 锚杆锚索的检验工作应定期进行，包括锚杆锚索的张力、变形等方面的检测，确保锚杆锚索的使用效果。
- 锚杆锚索的检验结果应进行记录和分析，并根据需要调整和改进使用的锚杆锚索的类型和参数。
- 锚杆锚索出现异常情况时，应及时进行处理和维修，以防止事故发生。
通过严格按照煤矿锚杆锚索的支护标准进行设计、施工和检验，可以确保锚杆锚索在煤矿的支护工程中发挥良好的效果，提高煤矿的安全生产水平，保障矿工的人身安全。
锚杆支护参数设计
煤巷锚杆支护参数设计方法煤巷的突出特点就是承受采动支承压力，围岩破碎，变形量大。
巷道锚杆支护设计，首先要对巷道所经受采动影响过程及影响程度进行准确的评估，对巷道使用要求和设计目标要予以准确定位。
比如，是按采动影响时的支护难度设计支护，还是按照采动影响前的使用要求设计，不同的设计思想，结果大不相同。
目前，我国煤巷支护设计方法大致分为三类，即工程类比法、理论计算法及实例法。
1）工程类比法工程类比法是当前应用较广的方法。
它是根据已经支护的类似工程的经验，通过工程类比，直接提出支护参数。
它与设计者的实践经验有很大关系。
然而，要求每一个设计人员都具有丰富的实践经验是不切实际的。
为了将特定岩体条件下的设计与个别的工程相应条件下的实践经验联系起来进行工程类比，做出比较合理的设计方案，正确的围岩分类是非常必要的。
进行围岩分类后，就可根据不同类别的岩层，确定不同的支护形式和参数。
（1）巷道围岩分类方法围岩分类方法的研究工作历史悠久，早在18世纪，在采矿及各地下工程已开始用分类的方法研究围岩的稳定性。
随着采矿和人们对岩石物理力学性质认识的不断深入，国内外围岩分类研究得到了迅速发展，据不完全统计，有影响的围岩分类有五六十种之多。
a. 普氏岩石分级法该法用岩石坚固性系数f（普氏系数）来对围岩分类，f值等于岩石的单向抗压强度除以10。
坚固性系数是岩石间相对的坚固性在数量上的表现，它最重要的性质在于不论是何种抗力，以及这种抗力是如何引起的，而给予岩石相互之间进行比较的可能性。
普氏岩石分级法来自实践，并且有抽象概括的程序可取，所提出的岩石坚固性系数值简单明确，到目前仍有一定的使用价值。
b. 煤矿锚喷支护围岩分类为了适应巷道锚杆支护的需要，原煤炭工业部颁布的《煤炭井巷工程锚喷支护设计试行规范》制定了煤矿锚杆支护围岩分类，见表1。
该分类综合考虑了岩石的单向抗压强度、岩体结构和结构面发育状况、岩体完整性系数、围岩稳定时间等多种因素，是一种典型的多指标分类方法。
煤矿锚杆支护技术参数资料讲解
煤矿锚杆支护技术参数资料讲解锚杆支护技术是在地下工程中广泛应用的一种地层控制技术，它通过将钢筋锚杆嵌入岩体中，形成一个稳定的支撑体系，以增强地层的承载能力和防止地层的变形破裂。
煤矿锚杆支护技术是一种特殊的锚杆支护技术，针对煤层地质条件和工作面开采环境而设计。
本文将对煤矿锚杆支护技术的参数资料进行详细讲解。
1. 锚杆直径和长度：锚杆的直径和长度是决定其承载能力的重要参数，也是根据地质条件进行设计的重要依据。
一般来说，煤矿锚杆的直径一般在25mm到50mm之间，长度一般在1.5m到4m之间。
直径较大的锚杆承载能力较高，但成本相对较高，需要根据具体情况进行选择。
2.锚杆间距：锚杆的间距是指相邻锚杆之间的距离。
煤矿锚杆的间距一般在0.8m到1.5m之间，根据岩体条件和支护要求进行设计。
间距较小可以增加锚杆的整体承载能力，但也会增加施工难度和成本。
3.锚杆的材质：煤矿锚杆一般采用高强度合金钢制作，具有优异的抗拉强度和抗腐蚀性能。
常用的材质有45号钢、40Cr钢和20Mn2钢等。
材质的选择应考虑到锚杆的承载能力、抗腐蚀性和经济性等因素。
4.锚杆的安装方式：煤矿锚杆的安装方式有多种，常见的有直插式和锚固式。
直插式安装方式适用于岩体条件较好的地方，锚杆直接插入岩体中，形成支撑体系。
而锚固式安装方式适用于岩体条件较差的地方，锚杆通过化学锚固剂固化在岩体中。
5.锚杆的预应力力量：预应力力量是通过对锚杆施加预拉力来产生的，它是增强锚杆承载能力的重要参数。
锚杆的预应力力量一般在20kN到100kN之间，具体数值根据地质条件和锚杆直径进行确定。
预应力力量的大小应根据具体工程要求和安全性进行选择。
总之，煤矿锚杆支护技术是一种重要的地层控制技术，合理选择和设计锚杆的参数是保证支护效果和安全性的关键。
通过对锚杆直径、长度、间距、材质、安装方式和预应力力量等参数的合理选择，可以提高锚杆的承载能力和稳定性，保证煤矿工作面的安全开采。
煤矿锚杆支护技术参数
煤矿锚杆支护技术参数
一、锚杆材料参数
1.锚杆材质：锚杆一般采用高强度合金钢材作为材料，具有良好的抗拉强度和耐腐蚀性能。
2. 锚杆直径：根据不同巷道的条件和需要，锚杆直径一般为20mm到32mm之间。
3.锚杆长度：锚杆长度根据巷道的高度进行设计，一般为2m到5m之间。
二、锚杆布置参数
1.锚杆布置密度：锚杆的布置密度根据巷道围岩的稳定性要求进行设计，通常为每平方米布置6到8根锚杆。
2.锚杆锚固长度：锚杆的锚固长度一般为1.5m到2m之间，确保能够有效地抵抗巷道围岩的变形和压力。
3.锚杆锚固间距：锚杆的锚固间距根据不同巷道的岩层条件和压力进行设计，一般为1m到1.5m之间。
三、锚杆支护参数
1.锚杆预应力：锚杆的预应力根据巷道围岩的变形和压力进行调整，一般为6kN到10kN之间。
2.锚杆支护力：锚杆支护力在施工过程中要经过相关计算确定，一般为10kN到20kN之间。
3.锚杆锚固力：锚杆的锚固力需要根据巷道围岩的变形和压力进行计算，确保能够有效地支撑巷道围岩。
四、锚杆支护施工参数
1.锚杆支护施工速度：锚杆支护施工速度一般为每班次30根到50根
之间，具体根据巷道的长度和条件进行安排。
2.锚杆灌浆压力：锚杆灌浆压力应根据巷道围岩的密实程度进行调整，一般为10MPa到20MPa之间。
3.锚杆支护施工质量：锚杆支护施工质量应符合相关技术标准，确保
锚杆支护效果和巷道的安全性。
以上就是煤矿锚杆支护技术参数的一些基本介绍，通过合理的参数设
计和施工操作，可以有效地提高煤矿巷道的稳定性和安全性。
当然，实际
应用中还需要根据具体的矿井条件和需求进行调整和优化。
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。
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）。
巷道锚杆支护参数设计
巷道锚杆支护参数设计一、锚杆支护理论研究（一）锚杆支护综述1、锚杆支护技术的发展锚杆支护作为一种有效的、技术经济优越的采准巷道支护方式，自美国1912年在aberschlesin（阿伯施莱辛）的Friedens（弗里登斯）煤矿首次使用锚杆支护顶板至今已有90多年的历史。
1945~1950年，机械式锚杆研究与应用；1950~1960年，采矿业广泛采用机械式锚杆，并开始对锚杆支护进行系统研究；1960~1970年，树脂锚杆推出并在矿山得到了应用；1970~1980年，发明管缝式锚杆、胀管式锚杆并得到了应用，同时研究新的设计方法，长锚索产生；1980~1990年，混合锚头锚杆、组合锚杆、特种锚杆等得到了应用，树脂锚固材料得到改进。
美国、澳大利亚、加拿大等国由于煤层埋藏条件好，加之锚杆支护技术不断发展和日益成熟，因而锚杆支护使用很普遍，在煤矿巷道的支护中的比重几乎达到了100%。
澳大利亚锚杆支护技术已经形成比较完整的体系，处于国际领先水平。
澳大利亚的煤矿巷道几乎全部采用W型钢带树脂全长锚固组合锚杆支护技术，尽管其巷道断面比较大，但支护效果非常好。
对于复合顶板、破碎顶板及其巷道交叉点、大跨度硐室等难维护的地方，采用锚索注浆进行补强加固，控制了围岩的强烈变形。
美国一直采用锚杆支护巷道，锚杆消耗量很大。
锚杆种类也较多，有胀壳式、树脂式、复合锚杆等。
组合件有钢带。
具体应用时，根据岩层条件选择不同的支护方式和参数。
锚杆支护发展最快的是英国。
在1987年以前，英国煤矿巷道支护90%以上采用金属支架，而且主要是矿用工字钢拱型刚性支架。
由于回采工作面单产低、效率低、巷道支护成本高，因而亏损严重。
为了摆脱煤炭行业的这种困境，在巷道支护方面积极发展锚杆支护，到1987年，英国从澳大利亚引进了成套的锚杆支护技术，从而扭转了过去的被动局面，煤巷锚杆支护得到迅速发展，经过近10年实验的基础上，又进行了改进和提高，到1994年在巷道支护中所占的比重己达到80%以上。
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。
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。
回采巷道顶锚杆支护参数设计
塑鱼 星 堂
兰 ！ ： ！ ： ！ ： 箜 式（ ） １ 是在 没有考 虑 到煤 层 倾 角 的前 提下 推 导
图 １ 巷 道 顶 板 受 力分 析
出来 的 ， 即把 巷道 的顶板看 成水 平 的。然 而 ， 实际 在
由轴 力 图 １ ｄ ， 上帮 顶 板 处 有最 大 轴 力 、 （ ）在 最 大 拉应力 、 大剪应 力 ， 值分 别为 ： 最 其
要 ： 绍 了按 组合 梁理论 进行 回采 巷道 顶锚杆 支护设 计 中存在 的 问题 ， 介 首先 对回 采巷道 顶
板进 行 了受 力分析 ， 考虑 到煤 岩层倾 角的情 况下推 导 出组 合 梁厚 度 新 的理 论 计 算公 式 ； 次 ， 在 其 对
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坏， 其轴 力 图 、 力 图 如 图 １ ｄ 、 ｅ ， 见 上 帮顶 剪 （ ） （） 可
１ 回采巷 道顶板 锚杆 支护理 论 在 回采巷 道 顶板 锚 杆 的设 计 中 ， 常采 用 组合 常 梁理论 确 定 顶 板 锚 杆 参 数 。利 用 组 合 梁 理 论 计 算 时， 首先 确定 组合梁 的厚 度 ｈ其 理论计 算公 式 ¨ ： ， Ｊ
郭 坤 （９ ３一） 男 ， １７ ， 河南 郸城人 ， 讲师 ， 士 ， 硕 主要从 事采矿 、
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安全方面教学、 科研与安全培训工作 ，２０ １江苏省徐州市 。 ２ １１
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坤： 回采巷 道顶锚 杆 支护参 数设 计
锚杆索支护巷道常用力学参数设计
锚杆索支护巷道常用力学参数设计相关力学参数设计锚杆设计锚固力：该型号锚杆屈服力的标准值。
《煤矿巷道锚杆支护技术规范》（GB/T35056-2018）锚杆预紧力：屈服力的30%-60%。
《煤矿巷道锚杆支护技术规范》G（B/T35056-2018）锚杆预紧力矩：一般不小于100N·m，不大于400N·m。
锚索预紧力：根据国内外经验,煤矿一般将锚索的预紧力设计为锚索破断载荷的30%～50%，在考虑预紧力损失前提下，现场锚索涨拉预紧力一般应为其拉断载荷的40%～70%。
锚索设计承载力：N t=m·n·S n·R m(m矿用锚索张拉应力控制系数，不大于0.6,n-钢绞线根数，S n单根钢绞线参考截面面积，R m钢绞线抗拉强度)。
例：φ21.6mm7股1860MPa锚索约300KN。
《矿用锚索》（MT/T 942 2005）锚索最大力：R U=η·n·S n·R m（η—锚具效率系数，约0.95，n-钢绞线根数，S n—单根钢纹线参考截面面积，R m钢绞线抗拉强度）。
例：φ21.6mm7股1860MPa锚索约475KN。
《矿用锚索》（MT/T 942 2005）顶板离层仪离层警戒值：巷道顶板允许的最大离层值即顶板离层警戒值。
各矿井应根据近年来本煤层、本采区矿压监测数据结合支护设计、工程实践分析确定。
一般常用计算方法有锚杆索最大延伸值法、多因素分析法。
离层警戒值主要有深、浅基点两个指标，单位mm。
锚杆（索）测力计初始值：锚杆（索）测力计初始值为锚杆（索）达到预紧力矩（力）设计值时，测力计表盘实际显示值。
原则上新装的锚杆测力计初始值不小于30KN，锚索测力计初始值不小于现场张拉力的50%。
锚杆（索）测力计警戒值：锚杆（索）测力计警戒值应根据支护设计和临近工作面矿压规律进行设计。
其中，锚杆测力计警戒值应按照该型号锚杆屈服载荷值大小而确定，如φ20mmBHRB335锚杆105KN；锚索测力计警戒值不大于锚索最大力，一般为为该型号锚索破断载荷的80%～85%。
煤矿锚杆锚索支护参数设计
锚杆、锚索支护参数设计1、锚杆长度锚杆的长度L 由锚杆外露长度L 1、锚杆有效长度L 2及锚杆锚固段长度L 3三部分组成，锚杆外露长度(L 1)与锚杆锚固段长度（L 3）易于确定，关键是锚杆有效长度（L 2）的确定。
L 2可按下述方法确定：（1）L 1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m ，一般取0.15m ；（2）当巷道围岩存在松动破碎带时，L 2应大于围岩松动破碎带h ，h 可由声测法或采用抛物形压力拱理论估算（f ≥3）；H ＝fB 2 式中 B ——巷道开挖宽度，m ；f ——岩石坚固性系数，取3。
H ＝f B 29.0324.5=⨯=故此确定L 2的长度≥0.9m ；L 2应选择为不小于0.9m ；（3）L 3长度确定： m 635.06.020-3023l d -D d L 222r 222r 3=⨯==式中L 3 ——锚固长度，m ；d r ——锚固剂直径，23mm ；D ——钻孔直径，30mm ；d ——锚杆杆体直径，20mm ；L r ——锚固剂长度，0.6m 。
L 3长度为0.635m ；（4）锚杆长度L 确定：L=L 1+L 2+L 3=0.15+0.9+0.635=1.685m 。
为了确保顶板安全选用锚杆长度为2.2m 。
2、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力和锚固力等强度原则确定，则σtσt 52.35d Q=式中 d ——锚杆杆体直径，mm ；Q ——锚固力，由拉拔实验确定，kN;σt ——杆体材料抗拉强度，MPa.72.133355052.35σt 52.35d ===Q故此选择锚杆直径为d=20mm 。
3.锚杆间、排距锚杆间距（S c ）和排距（S 1）根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，通过锚杆按等距排列，及a=S C =S 1,则γL2a K Q=式中a ——锚杆间距，m ；K ——锚杆安全系数，一般取K=1.5～2；Γ——岩体容重，kN/m ³m 07.19.024250γL2a =⨯⨯==K Q 故此锚杆间排距确定为800×1000mm 。
锚杆支护参数计算
锚杆支护参数计算1 地质条件岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。
煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。
2 锚杆及托盘材料目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。
3 锚杆支护参数计算3．1锚杆长度计算21l l l += (1)式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2)Ccon rH rH R R p +=sin 0(3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。
将上述巷道围岩参数代入式(3)得：①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=︒+︒=②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=︒+︒=由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度：煤巷顶板岩层：m l 23.12=煤巷侧壁(煤体)：m l 78.12=将2l 分别代人式(1)，得锚杆总长度为：煤巷顶板：m l 33.123.11.0=+=煤巷侧壁：m l 88.11.078.1=+=根据以上理论计算的锚杆长度，结合工程实践中锚杆长度与围岩稳定性之间的关系，认为锚杆长度为巷宽的0．5倍已足够了，更长的锚杆将达不到明显提高支护效果的目的，另外，该处的巷道顶板塑性区为1．6m ，巷道侧壁煤体塑性区宽度为1．8m ，综合这些因素，最后确定锚杆长度为煤巷顶板m l 6.1=；煤巷侧壁m l 8.1=3．2锚杆密度计算锚杆密度的设计原则是保证承受围岩锚固区内的重量，并具有一定的安全系数尼。
回采巷道锚杆支护参数设计
巷道帮锚杆 有效长度 的确定 ：
理、 裂隙等不 连续 面 ， 增加不连续 面之 间的摩擦力 ， 而提高 从
围岩的整体强度。
式 中 产＿ ＿普 氏系数 ； 曰 ——巷道跨度 ， ｍ；
如果 只采用锚杆支 护 ， 由于巷 道 的跨 度较大 ， 采动影 在 响下 ， 可能会发生锚杆锚 固范 围内的岩体体离层 、 至塌 落 ， 甚
一
１ 工 作面概 况
１２ 工作 面回采范 围内 １ 煤层 总体呈单斜 构造形态 ， ０１ ０
煤层走 向 Ｎ ５～ ５Ｅ， 向 Ｎ 方 向 ， ２ｏ５ｏ 倾 Ｗ 煤层倾 角 ２ ５ ， ２ ４ ｏ平均 倾角 ３。 煤层厚度 １ ～ ．米 ， ８。 ． ２８ 平均 ２０ 。 ５ ．米 直接顶为泥 岩至 中砂岩 ｆ ４ ５ 厚 度 ８０ １ ．， 值 —， ．— ６ 老顶 为泥 岩 ４０ ９ ０ ．— ． ，值 ０米 ｆ ４５ 。工作面标高为一 ０ ．— １０米 ； 向 长 ３ ０ 。 １０９ ５ 走 ０米 巷 道设计沿煤 层跟顶板 掘进 ， 风巷沿 中线 掘进 ， 进 回风 巷沿腰线掘进 。巷道断面为矩形 ， 巷道宽度为 ３６ 高度 ２ ． ｍ， ｍ
导致 冒顶事故的发生。因此 ， 为保证生产安全 ， 打锚索加强支
护。
Ｈ ＿
巷道掘进高度 ， ｍ； 内摩擦角 ，４２ 。 。 ４ ．（）
③锚杆锚 固长度 厶 的确定
Ｌ３ ０ ３ ０．ｍ ＝ ．－ ４
２２ 锚杆支护参数确定 ．
顶锚杆长度 ：＝ ｌ ＋ ３０１ ＋ ． ＋ ． １ ２ Ｌ Ｌ札２ ＝ ． １１ ０ ＝ ． ｍ ５ ７ ３ ６
间， 巷道支护状态 良好 。锚杆 、 索支护与原工字钢棚 支护相 比取得 了较好 的技术经济效果。 锚