锚杆支护参数校核

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γ2kL 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 ；aL ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ；caa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；1d ——锚索直径； af ——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 ； dL ——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;70F 2---锚索极限承载力, kN; θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°; n---锚索排数,取1。

掘进工作面锚杆锚索支护计算一、采用计算法校核支护参数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—锚杆总长度，mm；L1—锚杆外露长度，最大值取50mm；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）L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取800mm，帮锚杆取600mm）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，取B=4500mm，H=2700mm；f—顶板岩石普氏系数，f顶取3；ω—两帮围岩的内摩擦角，ω取34°48′b=[4500/2+2700×tan（45°-34°48′/2）]/3=1220mmc=[2700/2+2700×tan（45°-34°48′/2）]/3=904mmL顶=50+1220+800=2070mmL帮=50+904+600=1554mm根据上述公式计算得出顶锚杆L顶≥2088mm，帮锚杆L帮≥1604mm，而实际所选锚杆长度为：顶锚杆2400mm，帮锚杆1800mm，均能满足计算要求。

2、按锚杆承载力与锚固力等强度校核锚杆直径P= d2σt/4由P=Q得d=1.13×（Q÷σt）1/2式中：Q—锚杆锚固力 kN，顶锚杆取100kN，帮锚杆取80kN，P—锚杆杆体承载力 kN，σt—杆体材料的设计抗拉强度 MPa，根据检测结果，顶锚杆取335MPa，帮锚杆取235MPad—锚杆直径 cm将上述数值代入公式计算得出：顶锚杆直径为0.617cm，帮锚杆直径为0.659cm，而实际选用的顶锚杆直径为2.2cm，帮锚杆为1.8cm，所以选用的锚杆直径均能够满足计算要求。

3、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆间排距每根锚杆悬吊岩体重量G=γL2a，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。

5.2.3 支护参数理论校核目前，支护参数理论校核一般采用相对比较成熟的极限平衡理论作为巷道锚网索支护设计理论基础。

1、锚杆参数的校核计算 （1）巷道理论半径的确定 ①当量半径式中：r s —巷道当量半径，m ；S —实际巷道的断面积，20.52m 2=5.7×3.6m ； k x —巷道断面修正系数，取1.2。

计算得r s =3.07。

表5-1 巷道断面修正系数k x②外接圆半径用几何作图法作巷道的外接圆，计算得r y =3.37。

③巷道理论半径比较求得的当量半径和外接圆半径，以其小者作为巷道理论半径，即：{}min , 3.07s y a r r ==（2）极限平衡区深入围岩的深度的确定当不考虑采动影响时巷道周边极限平衡区半径R ，计算公式为：()()()22+cot 1sin /cot i R a H K C P K C λγϕϕϕ=-+⎡⎤⎣⎦式中：γ－上覆煤岩层体积力，取14kN ； H －巷道埋深，按最大值取752m ； P i －支护阻力，无支护状态取0kN ； a —巷道理论半径，取3.07； C －黏结力，6.62MPa ；ϕ－内摩擦角，取36.15°；0.5(/)s x r k S π=K 2－煤岩体力学参数修正系数，取值范围1/3～1/2，一般应用取值1/2.5。

侧压系数()35.0sin 2/sin 1=-=ϕϕλ。

计算得：R =3.62m 。

则可确定极限平衡区深入巷道围岩的深度为： L 2=R -a式中：L 2－极限平衡区深入围岩的深度。

计算得L 2=0.55m ，在采动影响下，极限平衡区深入围岩深度将有所增加，根据回采巷道围岩变形规律，顶板极限平衡区深入围岩深度增加量大于两帮极限平衡区深入围岩深度增加量，顶板与两帮极限平衡区深入围岩的深度L 2d 与L 2b 分别取安全系数2.5和2，因此，L 2d =1.38，L 2b =1.1。

（3）顶锚杆长度顶锚杆长度通常按公式L d =L 1+L 2d +L 3计算： 式中：L d －锚杆长度，m ； L 1－锚杆锚固长度，一般取0.5m ； L 2d －顶板极限平衡区深入围岩的深度；L 3－锚杆外露长度，按照质量标准化要求，一般取0.1m 。

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 27.13059.127010431.14278.17241≥≥⨯⨯⨯≥⨯≥ 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；bL ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； cL ——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8.3m2、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]=1.974m3、加强锚索数目的校核，应满足 断P WK 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。

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。

附件1、支护参数计算（一）锚杆参数计算：按锚杆悬吊理论计算1、锚杆长度L = L +L +L式中：L :锚杆长度，mm；L ］:锚杆外露长度，取50mm；L「有效长度，mm,（顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c）；匕3：锚入稳定岩层内深度，mm,（顶锚杆取800mm，帮锚杆取600mm）；（1）普氏免压拱高：b=［B/2+Htan（45° -3帮/2）］/f 式中：B :巷道掘进宽度（B皮二5.5m、B碉室=4.4m、）H :巷道掘进高度（H皮二3.8m、H碉室=3.6m）f煤：煤层普氏系数，f煤=2.5；3帮：两帮围岩的内摩擦角，3帮取63.26°；皮带巷：b皮二［5500/2 + 3800 * tan（45。

—63.26/2）］/2.5 = 1461mm探放水、调车硐室：b 碉室二［4400/2 + 3600x tan（45。

—63.26/2）］/2.5=1222mm（2）破碎深度：c = H x tan（45。

一①帮/2）式中：H：巷道掘进高度（H碉室=3.6m、H皮=3.8m）3帮：两帮围岩的内摩擦角，取63.26°；皮带巷：C 皮二3800 * tan（45。

—63.26。

/ 2）= 903mm探放水、调车桐室：c 碉室二3600x tan（45。

—63.26。

/2）= 856mm 由（1）、（2）可得巷道顶、帮锚杆长度分别为：皮带巷：L 由顶=Li +L2+L3= 50 + 1461 + 800 = 2311mm；L ^^=L1+L2+L3=50 + 903 + 600 = 2003mm；探放水、调车桐室：L碉室=L] +L 2 +L3= 50 + 1222 + 800 = 2072mm；L 碉室=L1+L2+L3=50 + 856 + 600=1506mm；23111皮带巷掘进工作面实际所选用的锚杆长度分别为：顶锚杆长度为2600mm,帮锚杆长度为2100mm,经计算工作面巷道实际所选用的锚杆长度均大于计算出的长度，所以满足设计要求。

锚杆支护参数锚杆支护参数：（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（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 。

⎪
⎭⎫ ⎝
⎛
-︒=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 +++=
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
F 2---锚索极限承载力, kN;
θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°; n---锚索排数,取1。

5、加强锚索数目的校核，应满足 断
P W K N ⨯
≥
式中N ——锚索数目；
七、煤、岩容重
十、锚索测力计技术指标
十二、钢筋混凝土（水泥托板）技术指标（检测报告）
十三、槽钢技术指标（检测报告）
十七、钢带（检测报告）。

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γ2kL 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 ；aL ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m ；caa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；1d ——锚索直径； af ——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 ； dL ——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;70F 2---锚索极限承载力, kN;θ---角锚杆与巷道顶板的夹角,75°; n---锚索排数,取1。