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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。
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。
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。
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80KNK：安全系数，取2；h：巷道掘进宽度；3.8mr: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。
L1≥Kd1f a/4f c其中： K---------安全系数，取K=2；d1---------锚索钢绞线直径，取φ17.8mm；f a---------钢绞线抗拉强度，查得1860MPa；f c---------锚索与锚固剂粘合强度，取10N/mm²则：L1≥2*17.8*1860/4*10=1655.4计算得出L1≥1655mm，L1取2.0m则锚索长度为L= L1+L2+L3+L4=2.0m+2.5m+0.15m+0.25m=4.9m，因此锚索长度取5.0m。
锚杆（索）支护规范及检测管理规定锚杆（索）支护规范及检测管理规定为进一步加强山西保利裕丰煤业有限公司锚杆（索）支护管理，规范锚杆（索）施工，提高锚杆（索）支护工程质量，根据我矿实际情况，制定裕丰公司锚杆（索）支护管理规定如下：一、锚杆（索）支护现场管理（一）锚杆（索）支护作业必须严格按工作面作业规程的有关规定进行施工。
（二）作业规程中必须明确规定锚杆（锚索）的安装质量、锚固力、预紧扭矩、间排距、锚杆孔角度、外露长度、孔深及材料的规格尺寸等。
（三）锚杆距顶底板、两帮超过0.5米时，必须采取补打锚杆（锚索）或其他支护措施进行补强。
（四）对于巷道交叉点、过断层等特殊地点，其加强支护的范围应延伸至巷道正常段起点5米以上。
（五）锚杆安装前，应检查树脂锚固剂性状。
严禁使用过期、硬结、破裂等变质失效的锚固剂。
（六）安装时必须边搅拌边将锚杆推进至孔底，严禁先推进后搅拌。
（七）井下运输、存放树脂锚固剂应注意避免受压、受折、受热，严禁坐树脂锚固剂。
已破损或废弃的树脂锚固剂要带出地面挖坑掩埋或采用其他方式妥善处理，严禁混入煤流系统中。
（八）对于断层破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域，必须及时编制安全技术措施调整支护方式，选择加密锚杆、全长锚固、锚索补强、点柱、架棚及锚架联合支护等强化支护措施。
（九）锚杆（索）支护作业场所必须备有5～10架备用棚及其它材料，以备改变支护方式和抢险之需。
（十）对锚杆（索）支护巷道应进行定期检查。
发现顶板、煤帮失效的锚杆应及时补打，对松动的螺母应及时紧固。
（十一）锚杆(索)支护巷道，当班掘出，当班应打好锚杆，顶板有效支护距迎头最大空顶距离不超过200mm，且临时支护距离必须符合作业规程规定,锚索滞后、帮锚滞后距离要符合作业规程规定。
（十二）严禁将锚杆（索）乱堆乱放，必须上架或吊挂管理；存放运输要保证锚杆（索）干净、无锈，以免影响锚固力；安装锚索使用锚索钻机带专用夹具搅拌器安装，张拉锚索应在锚固剂搅拌均匀1小时后进行。
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。
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。
井巷支护计算理论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（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 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 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 ∂++=+=+=∂o o
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
21max 3,n a i i L a h =⎧⎫
=⎨⎬⎩⎭
∑
（3）当L a2/a>3时，则L a2=3a 。
2锚索排距的确定
锚索间排距根据锚杆失效时，锚索所承担的岩层重量确定。
每排布置一根锚索则其排距为：
[]2
34a a S a k
σγ=
式中， a ——巷道宽度（m ）；
γ——上覆岩层平均体积质量（KN/m 3） []a σ——单根锚索的极限破断力（KN ）； k ——安全系数。
1锚杆长度的计算
L=KH+L 1+L 2
式中 L ——锚杆长度，m ；
K ——安全系数，取2；
H ——冒落拱高度，m ，是根据公式H=B/2f 估算的；
B——巷道开挖宽度，一次开挖宽度4.2m，二次开挖宽度3.5m，取
4.2m；
f——岩石（煤）坚固系数，f=2。
L1——锚杆锚入岩层深度，根据经验条件，取0.3m；
L2——锚杆在巷道中的外漏长度。
2锚杆间排距的计算
/()
=
B Q KHr
式中：
B——m
锚杆间排距（）；
Q——锚杆设计锚固力，8 ⨯9.8KN；
K——安全系数，去K=6；
H——冒落拱高度，H=0.955m；
r——被悬吊岩层的重力密度。
1锚杆间排距的计算
（1）顶锚杆间排距的计算
ab= Q/(KrLcosα)
式中：
a——锚杆间距，m；
b——锚杆排距，m；
Q——顶锚杆锚固力，取64KN；
G——悬吊岩石载荷，KN；
K ——锚杆安全系数，m ，取1.5m ； r ——岩石容重，KN/m 3，取23.5； L ——锚杆有效长度，m ，取1.5m ；
α——岩层倾角，取30，
（2）帮锚杆间排距的计算 行帮支护所需提供的最大支撑力为
23max {d tan 45-/2)}tan (45-/2)/r H fH f δγγ=++o o （
为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力3max P δ≥，则锚杆的间距为：
a 1=Q/(b1K13max δ)
式中：
Q ——帮锚杆锚固力Q ，取40KN ；
a 1——帮锚杆的间距，m ；
b 1——帮锚杆排距，m ；
r ——煤的容重，KN/m 3，取13.1； d ——巷道半宽，m ，取1.5m ； H ——巷帮高度，m ，取高帮3.0；
γ——煤层内摩擦角，取25度；
f ——煤层普氏系数，一般取2～3，取2； K 1——锚杆安全系数，一般取1.5～2，取2；
2锚索间排距的计算
1锚索长度的确定
锚索长度L 包括孔内长度L 1与外漏长度L 2
L 1=Nb
式中：
L ——锚索长度，m ； L1——锚索孔内长，m ；
L2——锚索外露长度，m ，取0.3； B ——巷道跨度，m ，取3；
n ——经验系数，一般1.5～2，取2。
2锚索排距的计算
由于回采巷道跨度不大(3 m),锚索布置在巷道断面中央,垂直于煤层顶板单排布置。
3锚索间距的计算 由于顶板悬吊载荷为
22/3G rhB =
因此，锚索间距可由下式计算
222cos 2cos /3Q G rha B αα==
式中：
Q 2——锚索预紧力，KN,100～120，取100； r ——岩石的容重，KN/m ，取23.5； B ——巷道跨度，m ，取3；
f ——岩石普氏系数，取2～4，取3；
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
α——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 γ=∆
式中：
B ——巷道跨度，m ；
γ——破坏区煤岩体容重，KN/m 3
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
22h h f b p u Bb p u =∆+∆
式中：
u ——内摩擦系数；
P h ——作用滑移面上的水平应力，KN;
2h P (45)22
tg γϕ
∆
=
-o
式中：
ϕ——内摩擦角，（。
） 则
22()(452
f b B t
g tg ϕ
γϕ=+∆⋅-
o
（2） 求锚索的排距。
根据锚索的屈服载荷Y 1，按每排安装n 根锚索考虑，
有
nY 1=W-F f
式中：
Y 1——锚索的屈服载荷，KN 。
2212(45)
2[(45)]2
nY B tg tg b B tg tg ϕ
γϕϕ
γϕ+∆⋅-=
∆-∆⋅-o o 1 悬吊载荷高度的确定
（1）按拱形冒落高度确定
2B h f
=
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
h B α=
式中：α—经验系数 （3）按关键层理论计算
i h h =∑
式中：h i ——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
3
Q hB γ=
式中：γ—平均容重。
（2） 按三角形冒落确定
1
2
Q hB γ=
（3） 按关键层理论确定
Q hB γ=。
