A ． 锚杆支护参数的估算
123
123323L 0.304L K 4K 4t
a
t t
t L L L L m d d D στστσ=++-==注解：L 外露部分，一般为15cm ，考虑到到垫板、螺母等其他外部配件，可取17--20cm L 工作长度
锚固长度，一般为，也可以根据要求的锚固力的大小和固结力的大小设计。 如：按杆体与粘结材料的粘结强度验算 还应验算粘结材料与孔壁的粘结强度 L 式中：d-杆体直径mm; D K K a t ττ杆体的抗拉强度Mpa;为杆体的粘结强度Mpa ；-钻孔直径mm;为与孔壁的粘结强度Mpa ；为安全因数，=1.5。（实际过程中：23eff L L L +=是作为一个整体的，全部注浆，作为锚固段。那么这时候该
怎么确定eff L ，max ;eff a t t t eff eff t t
a t dL KN KN KN L DL KN d D πτπτπτπτ≥?????= ? ?≥????
；
d =B 中的t N 的确定方法。）
B ． 支挡结构的稳定性分析
反弯点：主被土压力平衡的点()[()]()
a p p a a K a K H a q H q K a K K γγγγ=++→+=-
三种支挡结构：浅埋式（浅桩p h a ≤）；深埋式（深桩p h a >）；挡土墙。
1.浅桩，仅仅靠浅埋式不能保证支挡结构的稳定的（因为p h a ≤），这时候可以加一个锚固力h T ，锚固点距基底的距离为t h ， ;cos cos h h a q p h t T T E E E T T b T b ψψψ=+-=
== 其中为锚杆安装角度，b 为锚杆间距。则每根锚杆的设计值为：N 2.深埋桩，深埋桩采用等值梁计算。
()()220023L=H+(T 6()
a+1.2y);h pm an aq d a a h t T E E E M q H a K q H H K h a γγ+--=→?? ?=→??
+++?=+∑根据力的平衡
根据整体力的平反衡对取矩弯点处弯 cos h t T b T b ψ
== 则每根锚杆的设计值为：N
南京
7/5/2010 2:41:14 PM
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。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
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L１ L1=(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）L３ 1.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~４0０mm 2. 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） cr st 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 ）; ｆst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm ２）;
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80KN K：安全系数，取2； h：巷道掘进宽度；3.8m r: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。
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 γ 2kL 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 ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； c a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——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 ； d L ——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;70
锚杆（索） 1.锚杆（索）的作用机理 立柱在荷载的作用下，有绕着基地转动的趋势，此时可以利用灌浆锚杆（索）的抗拔作用力来进行抵抗。灌浆锚杆（索）指用水泥砂浆(或水泥浆、化学浆液等)将一组钢拉杆(粗钢筋或钢丝束、钢轨、小钢筋笼等)锚固在伸向地层内部的钻孔中，并承受拉力的柱状锚固体。它的中心受拉部分是拉杆。其受拉杆件有粗钢筋，高强钢丝束，和钢绞线等三种不同类型。而且施工工艺有简易灌浆、预压灌浆以及化学灌浆。锚固的形式应根据锚固段所处的岩土层类型、工程特征、锚杆（索）承载力大小、锚杆（索）材料和长度、施工工艺等条件，按表1-1进行具体选择。 同时，为了更好地对锚杆（索）进行设计，以下将对锚杆（索）的抗拔作用力机理进行介绍。 锚杆（索）的抗拔作用力又称锚杆（索）的锚固力，是指锚杆（索）的锚固体与岩土体紧密结合后抵抗外力的能力，或称抗拔力，它除了跟锚固体与孔壁的粘结力、摩擦角、挤压力等因素有关外，还与地层岩土的结构、强度、应力状态和含水情况以及锚固体的强度、外形、补偿能力和耐腐蚀能力有关。 许多资料表明，锚杆（索）孔壁周边的抗剪强度由于地层土质不同，埋深不同以及灌桨方法不同而有很大的变化和差异。对于锚杆（索）抗拔的作用机理可从其受力状态进行分析，由图1-1表示一个灌浆锚杆（索）中的砂浆锚固段，如将锚固段的砂浆作为自由体，其作用力受力机理为： 锚杆选型表1-1
当锚固段受力时，拉力T 。首先通过钢拉杆周边的握固力(u)传递到砂浆中，然后再通过锚固段钻孔周边的地层摩阻力(τ)传递到锚固的地层中。因此，钢拉杆如受到拉力作用，除了钢筋本身需要有足够的截面积(A)承受拉力外，锚杆（索）的抗拔作用还必须同时满足以下三个条件： ①锚固段的砂浆对于钢拉杆的握固力需能承受极限拉力； ②锚固段地层对于砂浆的摩擦力需能承受极限拉力； ③锚固土体在最不利的条件下仍能保持整体稳定性。 以上第①、②个条件是影响灌浆锚杆（索）抗拔力的主要因素。 i 孔壁摩阻力τ i 图1-1 灌浆锚杆（索）锚固段的受力状态 2.锚杆（索）的设计计算 锚杆（索）的设计原则: (1)锚杆（索）设计前应进行充分调查，综合分析其安全性、经济性与可操作性，避免其对路堤周围构筑物和埋设物产生不利影响。 (2)设计锚杆（索）时应考虑竣工后荷载作用对路堤的影响，要保证它们在载荷作用下不产生有害变形。 (3)设计锚杆（索）时，应对各种设计条件和参数进行充分的计算和试验来确定，只有少数有成熟的试验资料及工程经验的可以借用。 锚杆（索）的设计要素: 锚杆（索）的设计要素包括：锚杆（索）长度、锚固长度、相邻结构物的影
1锚杆支护参数的确定 （1） 两帮破坏范围C 的确定 222 1.5 [-]() cos(/2)2 cot (45)1 12 t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσα?+-= +--- 式中，k ——应力集中系数； kt ——巷道维护时间影响系数； k c ——煤层稳定影响系数； σc ——煤帮煤层单轴抗压强度（MPa ）； σy ——垂直自重应力（MPa ）； α——煤层倾角（°）； h c ——被巷道切割的煤层厚度（m ）； l t ——巷道切割煤层（岩层）的最大宽度 u ——煤层的泊松比； φ——煤层的内摩擦角（°）。 （2） 巷道顶板破坏范围的确定 1sin 2sin (cot )(1sin )[] cot o p o C R R C φ φ ρφφφ -+-= 式中，R p ——为围岩松动范围（m ）； R o ——巷道外接圆半径（m ）； ρo ——原岩自重应力（MPa ）； C ——顶板岩石粘结力（MPa ）； φ——为顶板岩石内摩擦角（°）。 （3） 锚杆直径 4/()40.1/(3.14380)0.018s Q m φπσ==??= 式中，
s mm a Q 1.1320mm σΦ—锚杆直径（）； —螺纹钢抗拉强度（MP ）； —锚杆锚固力； 考虑富余系数，锚杆直径确定为。 （4） 锚杆长度 tan 1.8tan 450.50.10.1 2.4()tan tan 45b a l m ?++=+=+=? 式中， b m a m ?。 —组合拱厚度（); —锚杆对岩层的控制角（）—锚杆间排距（）。 2锚索支护参数的确定 1锚索长度的确定 123a a a a L L L L =++ 式中： L a ——锚索长度（m ）； L a1——锚索外露长度（m ）； L a1——锚索有效长度（m ）； L a2——锚索锚固长度（m ）。 （1）静压软岩巷道 在锚杆失效的情况下，其潜在的冒落高度为1.5倍的巷道宽度。同时为保证巷道的稳定性，锚索应保证锚固到稳定的岩层内，锚索有效长度： 21max 1.5,n a i i L a h =?? =???? ∑ 式中，a ——巷道宽度（m ）； h i ——稳定岩层下各层厚度（m ）； i ——稳定岩层下岩层层数。 （2）动压软岩巷道
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=
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，m K----安全系数，取2 L 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0.05m 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 a=b= KHr Q 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/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
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。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m，煤层结构简单，夹石层数1~2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，厚度一般为0.20~0.40m，煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩；煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形，巷道宽度4.0m，高度3.2m，采用锚网梁索联合支护方式支护顶板，锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 （一）顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1）锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度，m；式中 L——锚杆外露长度，m；1L——锚杆有效长度，m；2L——锚杆锚固长度，m。3L的确定）锚杆外露长度（11LL=0.05m ，一般）0.02～0.03m（螺母厚度垫板厚度= ++11（2）锚杆有效长度L 的确定2． L的确定：采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时，f≥f——普氏系数，取4.5；式中B——巷道跨度，取4m；
L= 1.8B/f =1.6m，取1.65m L = 0.3~0.4m，取0.3m。3LLLL= 2L的确定（3）锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，=++取因此，321L=2.0m。 2）锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排D按下式计算：距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3）锚杆直径的确定 d可按下式计算：锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm，锚杆直径取20mm＞18.2mm 4）锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算： Q——锚杆锚固力，t；式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数，取2~3； L；m——锚杆有效长度，2． 3r。——视密度，t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN，采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后，锚固力约70KN≥Q=69.6 KN，符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板煤体松软破碎时，采用全长锚固。 （一）煤帮锚杆支护参数确定 1）煤帮锚杆长度
锚索支护设计技术参数 1、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 ； a L ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ； M MM f f d K L c a a 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 其中： K ——安全系数,一般取2； 1d ——锚索直径,17.8mm ； a f ——锚索抗拉强度，1427.31N/㎜2； c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，10N/㎜2； b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； c L ——托板及锚具的厚度，0.15m ； d L ——外露张拉长度，0.25m ； M L L L L L d c b a 37.525.015.07.327.1=+++=+++= 设计取锚索长度为8.3m 2、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，4.2 m ； H---巷道最大帽落高度，2m ；（最大取锚杆长度） γ---岩体容重，39.42kN/m 3（包括顶煤+直接顶） L 1---锚杆排距, 0.8m, F 1---锚杆锚固力,70 kN; F 2---锚索极限承载力, 320kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°;
n---锚索排数,取1。 L ≤nF 2/[BH γ-（2F 1sin θ）/L 1]=1×320÷[4.2×2×39.42-(2 ×70×sin75°)÷0.8]=1.974m 3、加强锚索数目的校核，应满足 断P W K N ?≥ 式中N ——锚索数目； K ——安全系数；2 断P ——锚索最低破断力，360kN ； W ——被悬吊岩石的自重，kN ； ∑∑???=D h B W γ 其中：B ——巷道掘进荒宽，4.2m ； D ——锚索间排距，取不大于锚索长度的1/2，取4.15m ； ∑h ——悬吊岩石厚度，3.7m ； ∑γ——悬吊岩石平均容重，24.13kN/m 3。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根
（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。
矿区锚杆支护技术规范 .1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。 指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。 工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括： (1) 回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）； (2) 采区集中巷； (3) 煤层大巷； (4) 各类煤巷交岔点和峒室。 1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。 1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚杆支护设计的要求，并符合煤矿安全有关规定。否则，不能下井使用。 1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行，确保施工质量。 1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员，以及操作工人，都应进行锚杆支护技术培训。 1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按煤炭行业有关规定执行。 第二章巷道围岩地质力学评估与现场调查 2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件，必须在进行支护设计之前完成。 2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域，考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素，随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。 2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容 (1) 巷道围岩岩性与强度 煤层厚度、倾角和强度；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 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，以及对巷道围岩稳定性的影响程度。 (3) 地应力
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0.35m L 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1.8m 2）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5.0 k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3 h----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。
第四讲锚杆支护理论本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。 锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。 一、锚杆支护理论 支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。 （一）锚杆支护理论综述 1、悬吊理论
1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。 图4-1锚杆悬吊作用原理示意图2）缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。 3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。 图4-2a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用 2、组合梁理论 1）机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁(板)的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；
锚杆支护参数： （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≥L1+L2+L3 式中：L—锚杆总长，m； L1—锚杆外露长度，顶锚杆取0.10m，帮锚杆取0.10m； 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) m；L3—锚入岩层内深度取1.0m 普氏免压拱高：b=[B/2+Htan(45°-ω帮/2)]/f顶 式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，B=5.0.m、H=3.8m； f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取3； ω帮—两帮围岩的内摩擦角，ω帮取63.43°。 依上述公式计算:b=720mm c=570 mm 得出：L顶≥1790mm L帮≥1720mm 所选锚杆长度均能满足计算要求。 （2）、按锚杆所能悬吊重量校检锚杆的排间距： 每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应承担G的重量。为了安全起见，再考虑安全系数K。取K=2 KG=Q a2=√Q/krL2 L2─—巷道顶板岩体破碎带高度，mm； d —锚杆直径，18mm； qt——锚杆抗拉强度，5.0Mpa；
r—岩体容重，2.5KN/m3; a —锚杆排间距，mm； 计算：a=1.1m a＜（Q/KrL2）/2所选锚杆的锚固力Q≥50KN,计算得a＜1.2m，因而排间距参数能满足计算结果。 施工时取：a=800mm 第四节支护工艺 一、支护材料 锚杆为Φ18×2000mm螺纹钢，每根锚杆使用1－2根树脂锚固剂；（累计长度500mm），木托板为600×200×60mm 硬杂木。 一、锚杆安装工艺 1、首先要认真执行敲帮问顶制度，及时清理掉帮顶危岩，打眼必须在临时支护下进行， 2、合理布置眼位，保证锚杆、锚索眼深度， 3、使用锚杆机打眼时要先送水、后送风、停机则反之， 4、打完眼后应用压风将孔内积水岩（煤）粉吹净。 二、安装锚杆 1、装药卷前，先用锚杆插入孔内探查锚眼直度和深度是否符合要求，不符合要求应得新补打，
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法 1、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2.8 r ——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b b=(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。当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数 Ⅲ、两煤帮侧压值Qs Qs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2) =2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m 式中：n——采动影响系数，取2-5 r煤——煤体容重，KN/m3 (1)顶锚杆长度L L=L1+b+L2 =0.05+5.62+0.35=6.02 式中：L1——锚杆外露长度 m L2——锚固端长度 m b——潜在冒落拱高度 m 锚杆间距D≤1/2L 锚杆排距LO=Nn/2K〃rab =105×12/2×2×24×2.1×5.62= 式中：n——顶板每排锚杆根数 N——每根锚杆锚固力，KN K——安全系数，取2-3 r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3 a——1/2巷道掘进跨度，m (2)煤帮锚杆
一、锚杆参数的选择 1、锚杆长度 ①按平衡拱理论计算：由公式L=N×（1.1+W/10)计算确定 式中：N——围岩影响系数，按设计规范中围岩分类，10#煤顶板f=4，为Ⅳ类顶板，所以N取1.1 W——巷道跨度，m L——锚杆总长度，m 则：L=1.1×（1.1+4.0/10）=1.65 ②按悬吊理论计算：由公式L=KH+l+T2计算确定 L——锚杆总长度，m K——安全系数，一般取2 H——软弱岩层厚度，m l——锚杆锚入坚固岩层的深度，一般取0.3m T2——锚杆外露长度，一般取2-5cm 则：L=2×0.5+0.3+0.05=1.35m 选取锚杆长度2.0m，大于1.65m，符合设计要求。 2、顶锚杆直径 由公式d=L/110计算确定。 式中：d——锚杆直径，mm 则：d=1650/110=15mm 选取锚杆直径d=18mm，大于15mm，符合设计要求。 3、锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径确定 根据“三径”匹配要求，锚杆钻孔直径与锚杆杆体直径之差为
4~10mm，锚杆钻孔直径与树脂锚固剂直径之差为3~5 mm，因此锚杆钻孔直径R孔在28~32之间，树脂锚固剂直径R树在23~27mm之间。 取R孔=28mm，R杆=23mm，均在计算范围之内，符合设计要求。 4、锚固方式和长度 ①巷道顶板属于Ⅳ类顶板，为保证锚杆锚固力、扭矩达标，选用全锚锚固。 ②锚固长度：全锚锚固要求锚固长度为0.5~0.9倍锚杆长度，取 0.6倍，则锚固长度L锚=0.6×2m=1.2m，选用Z2388型1条CK2340型1条树脂锚固剂，锚固剂长度等于880mm+400mm＝1280mm。 实际锚固长度：根据公式L锚=(L树·R2树)/（R2孔-R2杆） 式中：L锚——树脂锚固剂锚固长度，mm L树——树脂锚固剂长度，mm R树——树脂锚固剂半径，mm R杆——锚杆半径，mm R孔——钻孔半径，mm 则：实际锚固长度 L锚=(1280×11.52)/(152-102) =1354mm＞1200mm 5、锚杆间、排距 Q确定。 由确定公式M≤0.5L和 a= KHr 式中：M——锚杆间距，m 式中：a——锚杆排距，m。 Q——锚杆设计锚固力90KN/根。
50 a=b= 2 0.43 26 .44 =1.48m 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,采用锚杆一钢筋网一钢带--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? 16mM 1800mn 的圆钢锚杆，间距1000mm 排卡距900mm 选用1x7丝? 15.24mm 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，m K---- 安全系数，取2 L 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 0.05m 其中：H=B/2f=3.4/(2 X 4)=0.43m 式中：B ——巷道宽度 f ——岩石坚固性系数，取4 L = 2H+L1+L2=2X 0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取 L=1.8m 2、 锚杆间距、排距a 、b 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/m 3
第一章总则 第1条为贯彻安全第一的生产方针，严格执行《煤矿安全规程》和煤炭工业技术政策，确保正确地进行锚杆支护设计和施工质量， 促进煤巷锚杆支护技术的健康发展，特制定本规范。 第2条锚杆支护巷道施工必须进行设计。锚杆支护设计要注重现场调查研究，吸取国内外锚杆支护设计、施工和监测方面的先进经 验，积极采用新技术、新工艺、新材料，做到技术先进、经济 合理、安全可靠。 新采区采用锚杆支护时，要进行基础数据收集并进行锚杆支护 试验工作，锚杆支护设计要组织有关单位会审，并报集团公司 备案。 第3条对在煤巷应用锚杆支护的有关人员（管理人员、工程技术人员及操作人员），都必须进行技术培训。 第4条在应用锚杆支护的巷道中，必须有矿压及安全监测设计。在施工中必须按设计设置矿压及安全监测装置，并有专人负责监测。 第二章巷道围岩稳定性分类 第5条采用煤巷锚杆支护技术，必须对巷道围岩稳定性进行分类，为指导锚杆支护设计、施工与管理提供依据。 第6条巷道分类按原煤炭部颁发的《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》执行。
第7条煤层围岩分类指标以缓倾斜、倾斜薄煤层及中厚煤层回采巷道分类指标为基本分类指标。其它条件下的煤巷（如煤层上山） 稳定性分类指标，可根据具体情况对分类指标进行相应替代， 详见表1和表2。 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层回采巷道分类指标 表1
煤层上、下山分类指标 表2 第三章锚杆支护设计 第8条锚杆支护设计应贯彻地质力学评估—初始设计—监测与信息反馈—修改设计等四个步骤。 锚杆支护设计参考以地应力为基础的煤巷锚杆支护设计方法， 结合锚杆支护实践，可根据直接顶稳定情况，按悬吊理论、自 然平衡拱理论、组合梁理论或锚杆楔固理论进行设计计算；亦 可采用工程类比法进行设计。无论采用哪种设计方法，都必须 对支护状况进行监测，包括锚杆受力、巷道围岩表面与深部位 移及弱化范围、顶板离层等内容。根据监测信息反馈结果对设