锚杆(锚索)长度、间排距、参数的确定

h——载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度 h=B/（2f）=0.5 ——岩层倾角，30 度。

1 锚索排距的计算需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为 W bB式中： B——巷道跨度，m；——破坏区煤岩体容重，KN/m3 b——锚索排距，m。

——顶板破坏高度，m。

(2潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力 f，即 f 2b phu 2
Bb phu 式中： u——内摩擦系数； Ph——作用滑移面上的水平应力，KN; Ph
式中：（。

）——内摩擦角，则 tg 2 (45 2 2 f (b B 2tg tg 2 (45 2 （2）求锚索的排距。

根据锚索的屈服载荷 Y1，按每排安装 n 根锚索考虑，有 nY1=W-Ff 式中： Y1——锚索的屈服载荷，KN。

6
nY1 B 2tg tg 2 (45 2 b 2 [ B tg tg (45 ] 2 1 悬吊载荷高度的确定（1）按拱形冒落高度确定 h式中： h——载荷体高度； B——巷道跨度； f——坚固性系数；（2）按三角形冒落计算 B 2f h B 式中：—经验系数（3）按关键层理论计算 h hi 式中：hi——关键层下各软弱分层厚度。

2 锚固段长度的确定锚固段长度的确定原则是保证锚固段的粘锚
力与锚索的极限抗拉载荷相匹配。

通常，在可可锚岩层中，锚固段长度不小于1.5m 时即可满足这一要求。

3 沿巷道单位长度悬吊载荷的确定（1）按拱形冒落确定 2 Q hB 3 式中：—平均容重。

（2）按三角形冒落确定 1 Q hB 2 7
（3）按关键层理论确定 Q hB 8。

锚杆、锚索参数计算过程一、锚杆支护参数计算1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L-锚杆长度； K-安全系数，一般取2；H-冒落拱高度，m;L1-锚杆锚入稳定岩层的厚度，取0.5m;L2-锚杆外露长度,一般取0.1m。

其中：H=B/2f=4.6/（2×4.0）=0.575B-巷道掘进跨度，取4.6m； f-普氏岩石坚固性系数，取4.0。

则：L=2×0.575+0.5+0.1=1.75m ，计算得数为1.75m，所以锚杆施工时的长度取整数值2m。

2、锚杆直径的确定：（1）（巷道断面按4.6m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√4.6P/πJb=√4.6×70×103/3.14×380=16.43mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。

通过计算得数为16.43mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。

（2）（巷道断面按3.2m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√3.2P/πJb=√3.2×70×103/3.14×380=13.7mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。

通过计算得数为13.7mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。

3、锚杆间、排距计算：a=√Q/KHγ=√65.7/2×0.575×24.5= 1.527m式中：a-锚杆间、排距，m;Q-锚杆设计锚固力，Q=16.43f=65.72KN；γ-被悬吊石灰岩的重力密度，取24.5KN/m3。

通过计算得数为0.763m，所以锚杆施工时取间距0.8m，排距0.8m。

二、锚索长度计算：1、(锚索直径按17.8的计算）L=L a+L b+L c+L d=1.575+2+0.1+0.3=3.975m式中：L-锚索长度，m；L a-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，1.575m;L b-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;L c-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;L d-锚索外露长度，取0.3m。

²华恒公司锚杆支护技术管理规定第一章总则1、锚杆、锚喷支护（以下简称锚杆支护）是煤矿井巷工程一种重要的支护形式，它以快速、主动、有效的支护特性已得到广泛推广应用，并对加快巷道支护改革，提高支护效果起到了重要作用，为进一步加快锚杆支护的推广应用，提高矿井的经济效益，特制定本规定。

2、锚杆的种类根据新汶矿区开采的实际情况，规定允许使用的锚杆种类包括以下五种：（1）金属全螺纹（20MnSi、KMG335）钢等强锚杆；（2）金属管缝式锚杆（只限于回采苍道护帮或断层破碎带临时支护）；（3）金属水力膨胀式管子锚杆；（4）螺纹钢高强锚杆（KMG450、KMG500、KMG600），适用于埋深大于600米的巷道；（5）玻璃钢锚杆（允许在使用时间较短的，围岩稳定的切眼两帮及条件适宜的煤帮使用）；（6）经集团公司监定并经专业主管部门批准使用的新型锚杆。

3、锚杆的锚固方式（1）端锚：树脂锚固段长度》350mm。

（2）加长锚：树脂锚固段长度》700mm。

（3）全锚：树脂锚固段长度》锚深的80%；水泥锚固段长度为锚深的100%。

煤层巷道顶板及深部全岩巷道大力推广全锚；一般情况下应采用加长锚；Ⅲ~Ⅴ类煤巷顶板及深部全岩巷道严禁使用端锚。

4、锚杆支护材料（1）树脂锚杆金属杆体及其附件应符合中华人民共和国煤炭行业标准MT146.2—2002要求表一 全螺纹等强锚杆技术性能规定见下表表二 锚杆支护材料中热轧矿用锚杆钢筋力学性能表：牌号 屈服强度（MPa ） 抗拉强度（MPa ）延伸率（% KMG335 ≥335 ≥490 ≥15 KMG450 ≥450 ≥640 ≥15 KMG500 ≥500 ≥660 ≥15 KMG600≥600≥815≥15材质：20MnSi规格 公称直径（mm ） 公称面积（mm ） 截屈服载荷（KN ） 抗拉载荷（KN ） 重量（Kg/m ） 延伸率（%） 螺距 （mm ） Φ16 16±0.1 201.06 ≥69 ≥100 1.6 ≥15 10±0.2 Φ18 18±0.1 254.47 ≥87 ≥126 2.0 ≥15 12±0.2 Φ20 20±0.1 314.16 ≥108 ≥156 2.5 ≥15 12±0.2 Φ22 22±0.1 380.13 ≥131 ≥189 3.0 ≥15 12±0.2 Φ25 25±0.1490.87≥169≥245 3.9≥1512±0.2表三材质：KMG500规格公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）公称直径（mm）Φ20 20.1±0.2Φ22 16±0.1Φ25 16±0.1表四（2）管缝式锚杆（带倒楔）材质：Q235冷钢板。

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）。

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Q确定。

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)2cot (45)112t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσαϕ+-=+---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 φφρφφφ-+-= 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。

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。

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。