锚杆支护设计公式

锚杆支护参数的确定锚杆长度L》L l + L2+L3 -------------------- ①=0.1+1.5+0.3=1.9m式中：L —锚杆总长度，mL1 - -—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，mL3 —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（锚固长度儿31. 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333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333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公式(3.3.11 -1) （3311-2）见图形所示(3.3.11-1)(3.3.11 -2)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150X150 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 300mn〜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3311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: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（cn）；f st ――锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm）；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/cm2）;4d2 f cr圆钢为2.5MPa螺纹钢为5MPafcr ――水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（N/cm2）；砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPaK――安全系数，取1.2。

第三节支护设计一、确定巷道支护形式根据柱状资料分析，5#煤顶板直接顶砂质页岩、第三砂岩，属较稳定岩层，适合锚网支护。

为了将锚杆加固的“组合梁”悬吊于坚硬岩石中，需用高强锚索做辅助支护。

支护方式为：锚杆+网+锚索联合支护方式。

二、支护参数设计（1）支护参数顶锚杆选用Φ18×2400mm的普通圆钢钢锚杆，间距750mm，排距为1000mm；顶锚索选用Φ17.8×8300mm，1860级低松弛钢绞线，锚索在巷道布置两排，间距3000mm，排距为1500mm；帮锚杆选用Φ18×2400mm的普通圆钢钢锚杆，分四排呈“五花”布置，间距750mm，排距为850mm。

所有巷道顶锚杆锚固力不小于70kN，扭力矩不小于150N·m；帮锚杆锚固力不小于50kN，扭力矩不小于120N·m；顶锚索预紧力不小于160kN,承载力不小于320kN。

（2）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，m；L1—锚杆外露长（钢带厚度+托板厚度+螺母厚度+0.01～0.05m，顶锚杆取0.07m，帮锚杆取0.15m），m；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；L 3—锚入岩层内深度（顶锚杆取0.8m，帮锚杆取0.6m）m；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 max=4.3m，H=3.0m；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56.31°b max=[4300/2+3000×tan（45°-56.31/2）]/3=1020mmc=3000×tan（45°-56.31/2）=909mm根据上述公式计算得出：顶锚杆长 L顶≥1890mm；帮锚杆长L帮max ≥1659mm。

（二）锚杆（索）设计根据现场地质条件和地形特征，斜坡体由于受到先期构造作用和后期风化作用强烈影响，出露基岩破碎，裂隙发育，且距交通要道较近的特点，拟采用锚杆（索）对局部卸荷裂隙发育、稳定性较差的危岩体进行锚固，以达到加固坡面，抑制风化剥落、崩塌的发生。

通过现场调查及三维激光扫描数据分析，半壁山危岩体主要失稳模式为倾倒式和滑移式。

1.倾覆推力计算：推力计算：式中：k-后缘裂隙深度（m）。

取11.1m；hv-后缘裂隙充水高度（m）.取3.7m；H-后缘裂隙上端到未贯通段下端的垂直距离（m）. 取15m;a-危岩带重心到倾覆点的水平距离（m），取3.4m；b-后缘裂隙未贯通段下端到倾覆点之间的水平距离（m），取6.8m;h0-危岩带重心到倾覆点的垂直距离（m），取7.2m;fk-危岩带抗拉强度标准值（kPa），根据岩石抗拉强度标准值乘以0.4折减系数确定暴雨工况下190kPa;θ-危岩带与基座接触面倾角（°），外倾时取正，内倾时取负值；β-后缘裂隙倾角（°）；K-安全系数取1.5；2.锚杆计算（1）锚杆轴向拉力设计值计算公式：,式中Nak -锚杆轴向拉力标准值（kN）；Na -锚杆轴向拉力设计值（kN）；Htk -锚杆所受水平拉力标准值（kN）；α-锚杆倾角（°），设计取值为15°；γa-荷载分项系数，可取1.30；(2) 锚杆钢筋截面图面积计算公式：锚杆截面积：As-锚杆钢筋或预应力钢绞线截面面积（m2）；ξ2-锚杆抗拉工作条件系数，永久性锚杆取0.69，临时性锚杆取0.92；γ0-边坡工程重要系数，取1.0；fy-钢筋或预应力钢绞线的抗拉强度标准值（kN），取300N/ mm；(3) 锚杆锚固体与地层的锚固长度计算公式：(4) 锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算公式：锚固段长度按上述两个公式计算，并取其中的较大值。

式中：la-锚杆锚固段长度（m）；frb-锚固段注浆体与地层间的粘结强度标准值（kPa）；fb-锚固段注浆体与筋体间的粘结强度标准值（kPa）；D-锚杆锚固段的钻孔直径（m）；d-锚杆钢筋直径（m）；γ0-边坡工程重要系数，取1.0；ξ1-锚固体与地层粘结工作条件系数，对永久性锚杆取1.00，对临时性锚杆取1.33；ξ3-钢筋与砂浆粘结强度工作条件系数，对永久性取0.60，对临时性取0.72；通过计算，得出：;或：;锚杆设计长度均为4m，采用Φ32螺纹钢筋作为锚筋，钻孔直径为110mm，全孔段M30水泥砂浆固结，共计132根；锚索设计长度为12m，采用4根φ15.20-1860钢绞线，钻孔直径110mm，M30水泥砂浆固结，锚固段长度不小于4m，共计30根。

锚索支护设计一、锚索设计锚固力钢绞线直径为φ15.24mm时锚固力不小于200kN 。

二、锚索支护参数校核1、锚索通过悬吊作用，达到支护效果的条件，应满足：L ≥L 1+L 2+L 3 式中：L ——锚索总长度，m ；L 1——锚索外露长度（包括钢带、托板、锁具厚度），m ； L 2——有效长度（锚索取围岩松动圈冒落高度b ），m; L 3——锚入岩（煤）层内深度，m 。

其中 L 1=0.20mL 2=b(锚索取围岩松动圈冒落高度)b=顶f H B ⎪⎭⎫ ⎝⎛-+︒245tan 2ω式中B ——巷道掘宽（切眼掘宽4.6m ） H ——巷道掘高 (3.6m)顶f ——顶板岩石普氏系数；(取2.5)`ω——两帮围岩的似内摩擦角，ω=()顶f arctan 。

带入公式算的b=1.18m L 2=1.18mL 3=锚固剂体积/锚索眼面积与锚索横截面之差（锚固剂型号；CK2335，使用数量：4根，锚索直径：15.24mm ，锚索眼直径：28mm ）带入公式得L 3=2.6mL 1+L 2+L 3=0.20m+1.18m+2.6m=3.98m2、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 ； c aa f f d K L 41⨯≥其中：K ——安全系数；(取2)1d ——锚索直径；（15.24mm ）a f ——锚索抗拉强度，N/㎜2；(1426.05) c f ——锚索与锚固剂的粘合强度，N/㎜2；（10）带入公式得La ≥1.1mb L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，m ；(2.2m ，经实际打眼，我矿顶板2m 以上为砂岩)c L ——托板及锚具的厚度，m ；d L ——外露张拉长度，m ；(L C+ L d=0.20m)带入公式d c b a L L L L L +++=≥1.1m+2.2m+0.20m ≥3.50m 以上得出：我矿锚索长度为4.2m 满足设计要求。

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 。

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。

巷道锚杆支护计算公式根据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+L1+L2式中：L——锚杆长度，m H——冒落拱高度，mK----安全系数，取2L1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5mL2——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、ba=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。

巷道锚杆支护计算公式概要一、基本概念锚杆支护是通过将锚杆（一种具有一定强度和刚度的锚杆材料）固定在地层中，以增加地层的稳定性和抗变形能力。

巷道锚杆支护的计算公式主要包括锚杆的受力计算和巷道的稳定性分析。

二、锚杆受力计算1.锚杆受拉力计算公式锚杆受拉力是锚杆支护中最主要的受力状态，其计算公式为：T=σA×d其中，T为锚杆受拉力(N)，σ为地层的单向抗拔强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

2.锚杆受剪力计算公式锚杆也会受到一定的剪力作用，当地层存在剪切面时，剪力的计算公式为：Q=τA×d其中，Q为锚杆受剪力(N)，τ为地层的单向抗剪强度(MPa)，A为锚杆的横截面积(mm^2)，d为锚杆的埋置深度(mm)。

三、巷道稳定性分析巷道的稳定性分析主要用来判断巷道是否发生坍塌或开裂等变形情况。

巷道的稳定性分析常用的参数包括位移和应力。

位移和应力的计算公式如下：1.巷道位移计算公式巷道的位移是衡量巷道稳定性的重要指标，巷道的位移计算公式为：δ=(q×l^2)÷(2E×I)其中，δ为巷道的位移(m)，q为巷道的荷载(kN/m)，l为巷道的跨度(m)，E为巷道的弹性模量(kN/m^2)，I为巷道的惯性矩(m^4)。

2.巷道应力计算公式巷道的应力是衡量巷道稳定性的另一个重要指标，巷道的应力计算公式为：σ=M÷S其中，σ为巷道的应力(MPa)，M为巷道的弯矩(N·m)，S为巷道的截面模数(mm^3)。

四、总结巷道锚杆支护的计算公式是巷道工程中非常重要的一部分，能够帮助工程师们在设计和施工过程中判断巷道的稳定性和受力情况。

本文概要介绍了锚杆受力计算公式和巷道稳定性分析的计算公式，为巷道工程的设计和施工提供了一定的参考和指导。

顶板锚杆支护间排距、长度、直径计算方法一、使用适用条件和地点1、 田庄煤矿二水平北翼皮带巷、二水平南翼皮带巷等开拓大巷2、 巷道宽B=3.8m ，巷道高H=2.5m ，巷道顶板为泥岩（页岩），经查设计手册P254页表1-4-37，得该顶板岩石普氏岩石坚固性系数为f=3，或者部分段f ≦2。

一、锚杆长度计算1、计算公式L=L 1+L 2+L 32、L1的计算L1=铁垫板厚（铁托盘）+螺母厚+（20-30mm ），我矿铁垫板（铁托盘）厚度为8mm ，螺纹钢用螺母厚度为30mm ，由上得 L 1=8mm+30mm+30mm=68mm3、L 3的计算（1）、经验取值法L 3为深入老丁长度，可按经验取L 3≧300mm ，因我矿17煤巷道顶板在距顶板上1-1.5m 处没有老顶，亦可套用设计手册P2671页表6-1-88中L 3计算公式，此时老顶取概念为载荷高度、破碎带高度以外的非破碎稳定带。

根据我矿17煤巷道顶板特性可取L 3=500mm 。

（2）、理论估算法按锚固粘结力（π*d*τc *L 3）等于杆体屈服（软钢）或拉断承载力（σπt **4d 2）得公式估算如下：L 3=d*σt /(4*τc )=τσc t d *4* 其中：d ----锚杆直径，单位mm ，暂取锚杆直径为d=16mm ，σt ----杆体材料的设计抗拉强度，单位MPa ，经查设计手册P2666页表6-1-80得螺纹钢锚杆（16锰）屈服强度为340MPa ，抗拉强度为520MPa 。

τc ----锚杆与砂浆的粘结强度；圆钢τc ≈2.5MPa ，螺纹钢τc ≈5MPa ，所得L3尚需对砂浆与孔壁岩石间粘结强度进行校核，砂浆与石灰岩粘结强度为2.5 MPa ，砂浆与粘土岩粘结强度为1.8 MPa 。

开拓大巷选用螺纹钢锚杆，因砂浆与粘土岩粘结强度为1.8 MPa ，所以取τc =1.8 MPa ，所以根据公式计算如下：L 3=τσctd *4*=16mm*520MPa/（4*1.8 MPa ）=1155mm ；或 L 3=τσc t d *4*=16mm*340MPa/（4*1.8 MPa ）=755mm4、L 2的计算（1）、L 2的取法有很多种，其中取L 2≧伪顶厚度、取L 2≧易碎直接顶厚度、L 2取不同岩体的经验载荷高度均不适合我矿现场条件。

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。

巷道锚杆支护计算公式一、锚杆受力计算公式1.锚索的张拉力计算公式锚杆支护中，锚杆的张拉力是决定锚杆受力情况的关键参数。

根据力学原理，锚索的张拉力计算公式为：F=P+T-R其中，F为锚索的张拉力，单位为kN；P为围岩的压力，单位为kN；T为锚杆的张拉力，单位为kN；R为锚杆的阻力，单位为kN。

2.锚杆的阻力计算公式锚杆的阻力是指锚杆锚固点与锚杆传力形成的围岩间的阻力。

根据摩擦力的计算公式，锚杆的阻力计算公式为：R=μ*N其中，R为锚杆的阻力，单位为kN；μ为锚杆与围岩之间的摩擦系数，无单位；N为锚固点下方围岩的压力，单位为kN。

3.锚固锚杆力的计算公式锚固锚杆力是指支护结构与支护锚杆间的传力，并通过锚固锚杆将围岩与锚杆连为一体。

根据平衡原理，锚固锚杆力的计算公式为：F=F1+F2其中，F为锚固锚杆力，单位为kN；F1为锚杆的张拉力，单位为kN；F2为锚杆的锚固力，单位为kN。

二、锚杆设计参数计算公式1.锚杆的受力面积计算公式锚杆的受力面积是指锚杆传力的有效截面积，也是设计锚杆的重要参数。

根据材料力学，锚杆的受力面积计算公式为：A=F/σ其中，A为锚杆的受力面积，单位为mm^2；F为锚杆的受力，单位为kN；σ为锚杆材料的抗拉强度，单位为N/mm^22.锚杆的长度计算公式锚杆的长度是指锚杆的实测长度，也是设计锚杆的重要参数。

根据工程实际，锚杆的长度计算公式为：L=H+H1+H2其中，L为锚杆的长度，单位为m；H为围岩的厚度，单位为m；H1为锚固点上方的预留长度，单位为m；H2为锚固点下方的预留长度，单位为m。

以上就是巷道锚杆支护计算公式的介绍，巷道锚杆支护是一项复杂的工程，设计者需要根据实际情况选择适合的锚杆材料、锚杆数量和布置方式，并计算出合适的锚杆受力特性和设计参数。

这些计算公式可以作为设计者进行工程计算和设计的基础，以确保巷道的安全和稳定。

锚杆、锚索支护参数设计1、锚杆长度锚杆的长度L 由锚杆外露长度L 1、锚杆有效长度L 2及锚杆锚固段长度L 3三部分组成，锚杆外露长度(L 1)与锚杆锚固段长度（L 3）易于确定，关键是锚杆有效长度（L 2）的确定。

L 2可按下述方法确定：（1）L 1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m ，一般取0.15m ；（2）当巷道围岩存在松动破碎带时，L 2应大于围岩松动破碎带h ，h 可由声测法或采用抛物形压力拱理论估算（f ≥3）；H ＝fB 2 式中 B ——巷道开挖宽度，m ；f ——岩石坚固性系数，取3。

H ＝f B 29.0324.5=⨯=故此确定L 2的长度≥0.9m ；L 2应选择为不小于0.9m ；（3）L 3长度确定： m 635.06.020-3023l d -D d L 222r 222r 3=⨯==式中L 3 ——锚固长度，m ；d r ——锚固剂直径，23mm ；D ——钻孔直径，30mm ；d ——锚杆杆体直径，20mm ；L r ——锚固剂长度，0.6m 。

L 3长度为0.635m ；（4）锚杆长度L 确定：L=L 1+L 2+L 3=0.15+0.9+0.635=1.685m 。

为了确保顶板安全选用锚杆长度为2.2m 。

2、锚杆杆体直径锚杆杆体直径根据杆体承载力和锚固力等强度原则确定，则σtσt 52.35d Q=式中 d ——锚杆杆体直径，mm ；Q ——锚固力，由拉拔实验确定，kN;σt ——杆体材料抗拉强度，MPa.72.133355052.35σt 52.35d ===Q故此选择锚杆直径为d=20mm 。

3.锚杆间、排距锚杆间距（S c ）和排距（S 1）根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，通过锚杆按等距排列，及a=S C =S 1,则γL2a K Q=式中a ——锚杆间距，m ；K ——锚杆安全系数，一般取K=1.5～2；Γ——岩体容重，kN/m ³m 07.19.024250γL2a =⨯⨯==K Q 故此锚杆间排距确定为800×1000mm 。

锚杆支护公式
一、锚杆长度：l=l 1+l 2+l 3 , m
l 1—外露长度,100mm ；
l 3—深入老顶长度，≥300mm ；
l 2—当f ≥3时，l 2=f
B 2，m ； 当f ≤2时，l 2=)]2
45cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f , B —巷道掘进跨度，m
f —巷道顶板的普氏岩石坚固性系数
H —巷道掘进高度，m
φw —两帮沿层的似内摩擦角，(°)
因地质报告中,没有普氏系数f 及内摩擦角φw 。

因此只能估算。

当f ＝3时，l 2=f B 2＝3
25⨯＝0.83m 。

则锚杆长度为 l ≥0.1+0.83+0.3=1.23m 。

当f ≤2时，l 2=)]2
45cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f , 当f ＝2时，l 2=)]245cot(2[1w ϕ+︒+⨯H B f ＝)]25545cot(425[21︒+︒+⨯＝1.88m 。

软岩层内摩擦角平均取55°
则锚杆长度为l ≥0.1+1.88+0.3=2.28m 。

设计取2.2m 满足要求。

二、锚杆直径: d=1.13t Q
σ, cm
d —锚杆直径 cm ；
Q —锚杆的锚固力；
σt —杆体材料的设计抗拉强度；MPa
三、锚杆间距: a=0.887d 2
l k t γσ, mm σt —杆体材料的设计抗拉强度；MPa
γ—岩体容重，kN/m 3
k —安全系数，一般取1.5～1.8
l 2—巷道顶板岩体破碎带高度，m。

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 。

锚杆支护设计锚杆支护设计是关系到巷道锚杆支护技术可靠、经济合理的重要保证，因此，对锚杆支护必须有科学合理的设计，我矿锚杆支护是根据中国知识出版社陈大力主编的《锚杆支护新技术与产品选型设计及事故防范处理实务全书》中锚杆支护设计方法的经验公式计算法而得：一、锚杆支护设计1、锚杆长度L=N（1.5＋W/10）式中：W——巷道宽度为4mL——锚杆总长度N——根据《煤矿井巷工程锚杆、喷浆、喷射混凝土支护设计试行规范》中围岩影响系数表取1.3由此得：锚杆长度L=1.3（1.5＋4/10）=2.5故：锚杆长度确定为2.5m。

2、锚杆间距M≤0.4L≤0.4×2.5≤1故：锚杆间距确定为1m。

3、锚杆直径d=L/110=2.5/110=0.022m故：锚杆直径确定为22mm。

二、支护形式（一）永久支护永久支护形式顶板采用“锚杆＋W钢带＋金属菱形网＋锚索”联合支护。

选用4000mm钢带，其锚杆间、排距为：1000mm×800mm 呈长方形布置。

巷道中部打二排锚索,选用3000mm钢带，锚索间距为2400mm，且两钢带互相搭接，排距为2000mm；两帮采用1500mm 竹锚杆配合竹托板并加挂菱形网支护。

锚杆间、排距：第Ⅰ排锚杆距顶板300mm，Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ间距为700mm，排距为800mm。

1、顶锚杆支护使用左旋无纵筋高强度螺纹钢加长锚固锚杆。

锚杆规格：ф×L=22×2500mm，使用CK2340型树脂锚固剂全长锚固，钻孔直径28mm，每排4根锚杆，靠近两帮的锚杆安装角度向煤壁成25°，其他锚杆垂直顶板布置，锚杆眼直径28mm，深2.45m，并配套钢带和12号铁丝编织的菱形金属网支护，打锚杆使用MYT—120C型液压锚杆钻机，ф28mm钻头，采用ф19mm长1.0m中孔钻杆打眼，280mm 中空六角套杆紧固。

采用MYT液压锚杆机搅拌树脂锚固剂，搅拌时间30—35秒，锚杆安装5分钟后，必须使用力矩扳手检查紧固力。