1、按悬吊理论
(1)锚杆长度L，
L=L 1+L 2+L 3
=50+1000+300=1350mm
式中：L 1——锚杆外露长度
L 2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mm
L 3——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(d 2
σ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L 0=Nn/2kra L 2
=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/m
3
a——1/2巷道掘进宽度m
2、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/m
3
(1)顶锚杆长度L
L=L 1+b+L 2
=0.05+5.62+0.35=6.02
式中：L 1——锚杆外露长度m
L 2——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/m
3a——1/2巷道掘进跨度，m
(2)煤帮锚杆
锚杆长度：L=L 1+C+L 2
=0.05+8.9+0.35=9.3
锚杆间距：D=Nh/L 0KQs
=105×2.65/×2×155=
式中：N——设计锚杆锚固力，MPa
K——安全系数，取2-3
L 0——煤帮锚杆排距，同顶板排距
Qs——两帮侧压值，KN
3、按组合梁原理计算
(1)锚杆长度L
L=L 1+L 2+L 3
式中：L 1——锚杆外露长度m
L 3——锚固端长度m
L 2——组合梁自撑厚度
m L 2=0.612B[K 1P/ψσ1σx]/2
=0.612×4.2(2×/)
K 1——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5-6
P——组合梁自重均布载荷MPa
ψ——与组合梁层数有关的系数
组合层数：1
23≥4ψ值：1.00.750.70.65
B——巷道跨度m
σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验
强度的0.3-0.4倍MPa
σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=0.4×24
×510=0.00489MPa，
λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,
Z—巷道埋深
m (2)锚杆间距
以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性
D≥1.63m 1(σ1/KP)/2
=1.63×(/8×)/2=
式中：m 1——最下面一层岩层的厚度
m K——安全系数，取8-10
P——本层自重均布荷载P=r 1m 1=24×,MPa
；
r 1——最下面一层岩层的容重，KN/m 3
锚索支护参数的确定：
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
式中：d1—锚索钢绞线之径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算
2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计间排距1.8m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P 1≥P≥P
1
/K或P
2
/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中：P—设计锚索锚固力KN
P
1
—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力KN
P
2
—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力KN K—安全系数，取2
切眼锚杆支护参数的确定：
1、顶锚杆
按加固拱原理确定锚杆参数：
锚杆长度：L=N×（1.1+B/10）=1.1×(1.1+4.2/10)=1.67m(N 取1.1)
锚杆直径:D=L/110=1.67/1.10=15.2mm
锚杆间排距:a<0.5L=0.5×1670=835mm
根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm 左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距900×900mm,每眼使用Z2335药卷3卷。
2、帮锚杆
两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm左旋无纵筋锚杆，间排距750
×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300mm）。
三、护网
护网选取直径4mm，网格40×40mm的经纬网。
四、锚索
因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果，施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：17.8mm×7000mm，间距1.5m，排距1.5m,每眼使用Z2335药卷4卷。
锚杆支护参数的确定：
一、按加固拱原理确定锚杆参数：
1、顶锚杆
(1)锚杆长度：Ｌ=N（1.1+B/10）=1.0×(1.1+4.2/10)=1.52m；根据我矿支护经验，锚杆长度取Ｌ=2.2m。
式中：L—锚杆长度；
N—围岩稳定影响系数，取1.0m；
B—巷道跨度。
(2)锚杆直径：Ｄ=L/110=2.2/110=0.02m，取D=20mm。
(3)锚杆间距：d≤0.5L=0.5×2.2=1.1m，取间排距为900×900mm。
(4)锚杆型号：选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力≥100KN/根；配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。
2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。
二、按悬吊理论确定锚杆参数：
1、锚杆长度L，
L=L
1+L
2
+L
3
=50+1200+300=1550mm
设计锚杆长度L=2200mm
式中：L
1
——锚杆外露长度
L 2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mm
L 3——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(d 2
σ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L 0=Nn/2kra L 2
=105×103×13/2×3×24×103
×2.1×1.2=3.76m 设计锚杆间排距为900×900mm
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/m
3a——1/2巷道掘进宽度m 锚索支护参数的确定：
1、锚固长度La
La≥fst/πfcs d1
=（1870/3.14×10）×17.8=1060mm
设计锚固长度1.4m＞1.06m
式中：d1—锚索钢绞线直径，mm
fst—钢绞线抗拉强度，Mpa
fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算2、锚索间排距
L/S≥2
S≤L/2=6600/2=3300mm
设计排距1.8m＜3.3m
设计间距1.6m＜3.3m
式中：L—锚索孔深度
S—锚索间距
3、锚索锚固力P
P 1≥P≥P
1
/K或P
2
/K
P≥400/2=200KN
设计锚固力200KN
式中：P—设计锚索锚固力，KN
P
1
—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN
P
2
—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN
K—安全系数，取2