如何依据岩体力学理论确定巷道锚杆支护参数

煤巷锚杆支护参数设计方法煤巷的突岀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，直接提岀支护参数。

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，做岀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，所提岀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。

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，mK----安全系数，取2L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5mL 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4L = 2H+L1+L2=2×0.43+0.5+0.05=1.41m 施工时取L=1.8m2、锚杆间距、排距a 、b a=b=KHrQ 式中：a 、b ——锚杆间、排距mQ ——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 3a=b=44.2643.0250⨯⨯=1.48m施工中间距取1.0m ，排距取0.9m 。

3、锚杆直径的选择：d =P=abhr=0.9×1×1.8×23=37.26kN/m 2式中：a---锚杆排距h---锚杆承载岩体高度，取锚杆长度1.8mb---锚杆间距r---承载岩体容重23kN/m 3K---安全系数 取2Δ--锚杆材料抗拉强度，取38kN/m 2d = =38002/3.1437304⨯⨯⨯=15.8mm施工中取Φ=16mm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。

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。

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。

锚杆支护一、锚杆支护的原理锚杆支护就是以维护和利用围岩的自承能力为基点，及时地进行支护，控制围岩的变形和松弛，使围岩成为支护体系的组成部分。

通过锚入围岩内部的杆体，改变巷道围岩的本身的力学状态，在巷道周围形成一个整体而又稳定的承载环，和围岩共同作用，达到维护巷道的目的。

这一支护形式与传统的棚式支护相比属于主动积极加固巷道围岩的支护形式。

二、锚杆在支护中的作用1、锚杆的悬吊作用悬吊作用是指用锚杆将软弱的直接顶板吊挂在其上的坚固老顶之上。

如图1所示，或者是用锚杆将因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石上，使松动岩块不至冒落。

2、锚杆的组合梁理论在层状岩层的巷道顶板中，通过锚入一系列的锚杆，将锚杆长度以内的薄层岩石锚成岩石组合梁，从而提高其承载力。

利用锚杆的拉力将层状岩层组合起来形成组合梁结构进行支护，这就是锚杆组合梁作用。

组合梁作用的本质在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；同时，锚杆本身也提供一定的抗剪能力，阻止其层间错动。

锚杆把数层薄的岩层组合成类似铆钉加固的组合梁，这时被锚固的岩层便可看成组合梁，全部锚固层能保持同步变形，顶板岩层抗弯刚度得以大大提高。

3、锚杆锲固作用锚杆的悬吊作用锚杆的组合作用是指在围岩中存在一组或多组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过这些不连续面，防止或减少了围岩沿不连续面的移动。

如图3。

44、挤压加固拱作用形成以锚杆头和紧固端为顶点的锥形体压缩区。

如将锚杆沿拱形锚杆的楔固作用p бb p 锚杆的楔固作用-б p (бbp巷道周边按一定间距径向排列，在预应力作用下，每根锚杆周围形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，在围岩中形成一连续压缩带。

它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，组织上部围岩的松动和变形。

显然，对锚杆施加预紧力是形成加固拱的前提。

5、锚杆的减跨作用如果把不稳定的顶板岩层看成是支撑在两帮的叠合梁，由于可视悬吊在老顶上的锚杆为支点，安设了锚杆就相当于在该处打了点柱增加了支点而减少了顶板的跨度，从而降低了顶板岩层的弯曲应力和挠度，维持了顶板与岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。

巷道锚杆支护问题的计算方法简述摘要：弹性介质中圆形巷道开挖后问题的解析解建立在一定假设基础之上，有很好的参考意义。

锚杆对锚固体的锚固作用可以通过相似模拟试验得到验证。

解析解和相似模拟有很大的局限性，只能为巷道锚杆支护问题提供定性的参考。

数值计算方法为锚杆支护等地下工程问题提供了全新的思路，应予以推广和深入研究。

关键词：锚杆支护相似模拟数值计算1 巷道开挖问题的解析解巷道一般都具有复杂的几何形状，巷道周围的岩体也是一种非均质的各向异性介质。

到目前为止，对于岩石及岩体的力学性质，以及原岩应力场的特征尚未完全掌握，所以还无法用数学力学的方法精确地求解出巷道周围岩体内应力分布状态。

根据采矿工程的特点，为了了解巷道变形的机理，粗略地求解出巷道周围的应力状态，还是有一定参考意义的。

但是求算解析解，必须对原来复杂的矿山条件作一些简化。

很多岩石力学的著作首先将巷道简化为理想的单一形状的孔，如圆形、椭圆形及矩形等，并将岩体视为完全均质的连续弹性体，而后假定原岩应力场由无限远处作用的均布荷载形成，用弹性力学方法求解出巷道周边应力分布的数学表达式。

文献[1]将巷道开挖视为如图1所示的平面应变问题，根据基尔希（Kirsh）1898年的分析结果，利用叠加原理给出了应力函数：有了应力函数就可以求出相应的应力分量：而后利用弹性力学的物理方程可进一步求得应变分量：对（3）式进行积分就可获得位移分量：弹性体在Px及Pz作用下的位移分量为：用式(5)减去(4)就可得到开挖引起的位移增量：文献[2]对此也有类似的分析，并且讨论了椭圆孔、矩形孔周边的应力分布，以及存在多个孔时周边的应力分布。

2 锚杆锚固作用的相似试验许多文献认为锚杆可以改变锚固体的力学参数，改善其力学性能，并根据相似模拟试验结果及理论分析给出了相应的计算公式。

文献[3]认为锚杆对锚固体的弹模E、内摩擦角φ、内聚力C的影响如下：式中：E0、Em——锚固前后岩体的弹性模量，MPa；x——锚杆密度，根/m2；φ0、φm——锚固前后的内摩擦角，°；C0、Cm——锚固前后岩体的内聚力，Mpa。

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。

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=2KG=Q a²=√Q/krL2L2─—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=1.1ma＜（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，2、安装锚杆时，先将药卷装入眼内，随后插入锚杆启动锚杆机，循序推至眼底，搅拌20S停机，20min后上托板，用电煤钻将螺母拧紧，3、锚杆每根使用1－2个树脂锚固剂（500mm/根），锚索每要使用2－3个树脂锚固剂(500mm/根)，4、托板要紧贴岩壁，不平要用木板填平，5、锚杆的锚固力不小于50KN。

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 。

锚杆支护技术管理规定第一章总则第一条为积极推广应用锚杆支护技术，加强顶板管理，规范锚杆施工，依据《煤矿安全规程》及公司有关规定，特制定本规定。

第二条制定本规定旨在安全、高效、经济的原则下，鼓励和支持推广应用锚杆支护技术，保证和促进锚杆支护技术的推广应用；保证掘进巷道提高经济效益和劳动效率。

第二章支护设计第三条所有巷道施工前，都必须进行支护设计。

新揭露和开拓煤层、新建矿井巷道必须进行地质力学评估，方可进行支护设计。

支护设计经过验证后可作为正式设计在本巷道和相同条件下的其他巷道中采用，也可在类似条件巷道中采用。

第四条地质力学评估和巷道围岩分类是锚杆支护设计的主要依据。

地质力学评估的内容包括现场地质条件调查、巷道围岩力学性质测定、原始应力实测、再生应力监测及可锚性试验。

新揭露和开拓煤层、新建矿井必须进行测试。

第五条地质力学评估的具体内容如表：第六条原岩应力实测与再生应力监测以及围岩力学参数测试是锚杆支护的基础性实测工作。

原则上每个采区应进行原岩应力实测，测点布置要有代表性，以使实测结果能够最大程度地反映采区和井田的实际情况。

在此基础上绘制矿井地应力分布图。

第七条锚杆支护的适用条件取决于锚杆的可锚性试验，为锚杆支护的常规实测项目，新揭露煤层、新开拓盘区及新建矿井必须进行。

第八条普通煤巷锚杆支护的补强加固措施应优先采用锚索。

第九条锚杆支护设计应采用以实测为基础的动态反馈设计法，设计过程包括地质力学评估、初始设计、监测与信息反馈、修改设计四个步骤。

第十条在满足通风、运输、行人等要求的前提下，回采巷道掘进宽度尽量缩小。

第十一条在岩体裂隙发育、煤层破碎、松软区域内巷道开口，根据具体情况加强支护，加固巷道长度不低于15米。

第十二条初始设计可按以下方法进行：（一）计算机数值模拟方法。

其基本步骤为：①利用地质力学评估结论的资料建立地质力学模型；②利用地质力学模型分析巷道围岩的变形失稳模式；③利用地质力学模型对各种可行的支护方案进行支护效果分析比较，优选出最佳的方案作为初始设计；④分析确定顶板离层临界值。

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。

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1.1W——巷道跨度，mL——锚杆总长度，m则：L=1.1×（1.1+4.0/10）=1.65②按悬吊理论计算：由公式L=KH+l+T2计算确定L——锚杆总长度，mK——安全系数，一般取2H——软弱岩层厚度，ml——锚杆锚入坚固岩层的深度，一般取0.3mT2——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，mmL树——树脂锚固剂长度，mmR树——树脂锚固剂半径，mmR杆——锚杆半径，mmR孔——钻孔半径，mm则：实际锚固长度L 锚=(1280×11.52)/(152-102) =1354mm ＞1200mm5、锚杆间、排距由确定公式M ≤0.5L 和 a=KHrQ确定。