(完整版)锚杆支护理论计算方法
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。
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。
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=L1+L2+L3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1BL2 H cot(45 w )2 f 2 2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—两帮岩层的似内摩擦角，63.4 °。
带入上式，得1 4.1 63.4L2 3.1cot(45 ) =1392mm2 2 2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式中Q—锚杆的锚固力，70×103N；σt—锚杆抗拉强度，取400× 106Pa。
1.13130 103400 106=0.0204m=20.4mm根据实际情况，取锚杆排距为 800mm 。
5. 锚杆预紧力确定 锚杆预紧力不小于 80N ·m 。
6. 钢带梁及顶网 锚杆选用Φ 22 高强度左螺旋钢锚杆3. 锚杆间距 a 按单体锚杆悬吊作式中 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 。
370 103 1.8 26.3 103 1.31.06m 根据现场施工经验，选取锚杆间距为800mm 。
4. 锚杆排距 bn?Nb 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 。
锚杆支护理论计算方法
锚杆支护参数的确定锚杆长度L》L l + L2+L3 -------------------- ①=0.1+1.5+0.3=1.9m式中：L —锚杆总长度，mL1 - -—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，mL3 —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（锚固长度儿31. 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333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333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公式(3.3.11 -1) （3311-2）见图形所示(3.3.11-1)(3.3.11 -2)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150X150 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 300mn〜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3311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: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（cn）；f st ――锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm）；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/cm2）;4d2 f cr圆钢为2.5MPa螺纹钢为5MPafcr ――水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（N/cm2）；砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPaK――安全系数，取1.2。
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。
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= 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）。
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。
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。
(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 。
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 。
巷道锚杆支护计算公式
巷道锚杆支护计算公式一、锚杆受力计算公式1.锚索的张拉力计算公式锚杆支护中，锚杆的张拉力是决定锚杆受力情况的关键参数。
根据力学原理，锚索的张拉力计算公式为：F=P+T-R其中，F为锚索的张拉力，单位为kN；P为围岩的压力，单位为kN；T为锚杆的张拉力，单位为kN；R为锚杆的阻力，单位为kN。
2.锚杆的阻力计算公式锚杆的阻力是指锚杆锚固点与锚杆传力形成的围岩间的阻力。
根据摩擦力的计算公式，锚杆的阻力计算公式为：R=μ*N其中，R为锚杆的阻力，单位为kN；μ为锚杆与围岩之间的摩擦系数，无单位；N为锚固点下方围岩的压力，单位为kN。
3.锚固锚杆力的计算公式锚固锚杆力是指支护结构与支护锚杆间的传力，并通过锚固锚杆将围岩与锚杆连为一体。
根据平衡原理，锚固锚杆力的计算公式为：F=F1+F2其中，F为锚固锚杆力，单位为kN；F1为锚杆的张拉力，单位为kN；F2为锚杆的锚固力，单位为kN。
二、锚杆设计参数计算公式1.锚杆的受力面积计算公式锚杆的受力面积是指锚杆传力的有效截面积，也是设计锚杆的重要参数。
根据材料力学，锚杆的受力面积计算公式为：A=F/σ其中，A为锚杆的受力面积，单位为mm^2；F为锚杆的受力，单位为kN；σ为锚杆材料的抗拉强度，单位为N/mm^22.锚杆的长度计算公式锚杆的长度是指锚杆的实测长度，也是设计锚杆的重要参数。
根据工程实际，锚杆的长度计算公式为：L=H+H1+H2其中，L为锚杆的长度，单位为m；H为围岩的厚度，单位为m；H1为锚固点上方的预留长度，单位为m；H2为锚固点下方的预留长度，单位为m。
以上就是巷道锚杆支护计算公式的介绍，巷道锚杆支护是一项复杂的工程，设计者需要根据实际情况选择适合的锚杆材料、锚杆数量和布置方式，并计算出合适的锚杆受力特性和设计参数。
这些计算公式可以作为设计者进行工程计算和设计的基础，以确保巷道的安全和稳定。
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 。
最新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 。
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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 。
fcr ——水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（N/cm 2）；砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa ，砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPa ，K ——安全系数，取1.2。
(三) 锚杆有效长度或软弱岩层厚度L21. 根据“悬吊理论”确定L 2L2=KH式中：K --- 安全系数，一般取2；H ---软弱岩层厚度，m ；2. 根据“普氏自然平衡供理论”确定L2顶板锚杆有效长度L 2顶当f ≥3时，fB K b L 22==顶 ---------------②-1 当f ＜3时，顶顶f H B b L ⎪⎭⎫ ⎝⎛-︒+==245tan 212ω --------------- ②-2 式中：K --- 安全系数，一般取1.5～2；b 或b1 --- (普氏免压拱高)围岩松动圈冒落高度，m ；B --- 巷道开掘宽度，此处取B=5.3m ；f --- 巷道顶板的岩石普氏坚固性系数，(煤取2.5)；H --- 巷道掘进高度，取3.3m ；顶f --- 顶板岩石普氏系数；(煤取2.5)；ω--- 两帮围岩的似内摩擦角，取顶f 反算；= arctan(2.5)=68.2°帮锚杆有效长度L 2帮的确定⎪⎭⎫ ⎝⎛-︒==245tan 2ωH c L 帮 --------------- ②-3 =0.64 m 或112112+-+++=B B f f L 帮 --------------- ②-4 =1.27 m式中：c --- 帮破碎深度（m ）；H --- 巷道掘进高度，取3.3m ；ω ---两帮围岩的内摩擦角，取40°；)arctan(f =ωB --- 巷道开掘宽度，5.3m ；f ---岩石普氏系数；(煤取2.5)；将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：L 顶≥L 1+L 2顶+L 3L 帮≥L 1+L 2帮+L 33. 根据“组合拱理论”计算L2组合拱理论设计锚杆的支护参数，一般适用于围岩破碎，巷道断面为拱顶的巷道 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C)245tan()12cos 1000(ϕαγ-︒⨯⨯-=h K f HB K C cc --------------- ① )arctan(顶f =ω=(2.8×24×100×1/(1000×2.5×1)×Cos1.5°-1)×3.3×tan(45°-68.2°/2)=2.05(m)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(KN/m 3)，取24KN/m 3；H --- 巷道埋深(m),取100m ；B ---固定支撑力压力系数，按实体煤取1；fc ---煤层普氏系数，取2.5；Kc ---煤体完整性系数(取0.9-1.0)，取1；α ---煤层倾角，取3°；h ---巷道掘进高度m ，取3.3m ；ϕ ---煤体内摩擦角，可按fc 反算，取68.2°；()顶f arctan =ϕ=arctan(2.5)=68.2°Ⅱ、潜在冒落高度b)cos()(αyy f K C a b += -------------------- ② =(2.65+1.26)×cos3°/(0.45×3)=2.89(m)式中：a ——顶板有效跨度之半(m),取2.65m ；C ——两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.05m ；K y ——直接顶煤岩类型性系数； 取0.45当岩石f=3-4时，取0.45；f=4-6 时，取0.6；f=6-9时，取0.75；Fy ——直接顶普氏系数，取3；α——煤层倾角，取5°； Ⅲ、两煤帮侧压值Qs)]245tan(2cos sin [ϕααγ-︒⨯⨯+⨯=b h KnC Q s 煤 ------- ③ =2.8×3×1.26×13×[3.3×sin3°+2.89×cos1.5°×tg(45-68.2/2)]=185(kN/m 2)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2.8； n --- 采动影响系数(取2-5)，取3C --- 两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.26m ；r 煤--- 煤体容重(KN/m 3),取24 KN/m 3；h --- 巷道掘进高度m ，取3.3m ；a --- 煤层倾角，取3°；b --- 潜在冒落高度，由②式计算得2.89m ；ϕ --- 煤体内摩擦角，可按fc 反算得68.2°L 2帮=CL 2顶=b将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：L 顶≥L 1+L 2顶+L 3L 帮≥L 1+L 2帮+L 34. 根据“组合梁原理”计算L2组合梁理论只适合层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用，组合梁厚度越大，梁的最大应变值越小。
组合梁充分考虑了锚杆对离层和滑动的约束作用，原理上对锚杆作用分析的比较全面，但是它存在以下明显缺点。
a.组合梁有效组合厚度很难确定。
b.没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。
其实，在水平应力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏、失稳的主要原因。
）（x P K B L σσϕ+=112935.1 式中：K1 --- 与施工方法有关的安全系数。
掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6P ---组合梁自重均布载荷(MPa),取0.06MPa ；ϕ --- 与组合梁层数有关的系数组合层数： 1 2 3 ≥4ϕ值： 1.0 0.75 0.7 0.65B --- 巷道跨度(m),取5.3m ；σ1 --- 最上一层岩层抗拉计算强度(MPa)，可取试验强度的0.3-0.4倍，(没有参数)？σx --- 原岩水平应力HH x γϕϕλγσ⋅-==1σx=λrz =0.4×24×10-9×100×103=0.000960MPa式中：λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,γ ——上覆岩层平均容重，取24KN/m 3； Z —巷道埋深(m),取100m ；将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：L ≥L 1+L 2+L 35. 按经验公式计算锚杆长度L(加固拱理论)Ｌ= N （1.1+B/10） ---------- ①=1.0×(1.1+5.3/10)=1.63（m ）；式中：L —锚杆长度（m ）；N —围岩稳定影响系数，Ⅴ类围岩取系数1.2；B —巷道跨度（m ），取5.3m 。
二、 锚杆间、排距(一) 经验公式根据《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85规定： 第3.3.7条 系统锚杆的布置应遵守下列规定:一、在隧洞横断面上,锚杆应与岩体主结构面成较大角度布置;当主结构面不明显时,可与隧洞周边轮廓垂直布置;二、在岩面上,锚杆宜成菱形排列;三、锚杆间距不宜大于锚杆长度的二分之一;Ⅳ、Ⅴ类围岩中的锚杆间距宜为0.5 ～1.0米,并不得大于1.25米。
D ≤1/2L --------------- ①D ≤0.5×2200=1100mm(二) 根据锚杆支护的原理计算锚杆间/排距1. 根据“悬吊理论”计算锚杆间、排距2. 锚杆间距D ≤1/2L锚杆排距当复合顶板厚度小于1.15 m, 即在巷道上方1.15m 范围内有关键层存在条件下, 关键层下面复合顶岩层可悬吊在稳定的关键层岩层上,支护设计按悬吊理论计算, 且不需锚索补强(4)。
锚杆的有效长度L2 大于或等于关键层下位复合顶板厚度,锚杆的间排距则有:γγγKb Q KL Q KH QD =≤2 或 γ2887.0KL Q d D ≤式中：D — 锚杆间、排距，m ；Q — 锚杆设计锚固力， 105 KN/根K — 安全系数，一般取1.5～2；L 2—软弱岩层厚度或冒落拱高度b ，取 m ；H —软弱岩层厚度或冒落拱高度b ，取 m ；fB H 2= 式中 B ——巷道开挖宽度，m ；f ——岩石坚固性系数，取3。
γ — 被悬吊岩石的容重，取24 KN/m 3； d — 锚杆最小直径，mm ；3. 根据“组合拱理论”计算锚杆间、排距 ● (顶)锚杆间排距abk Nn aL k Nn L γγ2220== 式中：L 0 --- 锚杆间、排距，m ；N --- 锚杆设计锚固力， 105 KN/根 n --- 每排锚杆根数，根；K --- 安全系数，一般取2～3；γ --- 被悬吊岩石的容重，取24KN/m 3； a --- 1/2巷道掘进宽度，m ；L 2 --- 锚杆有效长度(顶锚杆取b 冒落拱高度)，取1.31 m ； ● (帮)锚杆间排距L KQ Nh D s = 式中：D --- 锚杆间、排距，m ；N --- 锚杆设计锚固力， 105 KN/根 h --- 巷道掘进高度，m ；K --- 安全系数，一般取2～3；γ --- 被悬吊岩石的容重，取24KN/m 3； a --- 1/2巷道掘进宽度，m ；L 0 --- 帮锚杆排拒(同顶锚杆排拒)，取 m ；4. 根据“组合梁原理”计算锚杆间、排距KP m D 263.111σ≥式中：D --- 锚杆间、排距，m ；m 1 --- 最上一层岩石厚度， m ；σ1 ---最上一层岩石抗拉强度(MPa)，可取实验强度的0.3～0.4倍；K --- 安全系数，一般取2～3；P --- 本层自重均布载荷，P=m1×r1MPa ；r1 --- 最下面一层岩层的容重，取24kN/m 3；经计算选择锚杆间距×排距=900mm ×900mm 符合要求。