锚杆支护理论计算方法
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L1
L1=(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)L3
1.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 ～400mm
2. 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)
cr
st 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 。
fcr ——水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（N/cm 2）；砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa ，砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPa ，
K ——安全系数，取1.2。
(三) 锚杆有效长度或软弱岩层厚度L2
1. 根据“悬吊理论”确定L 2
L2=KH
式中：K --- 安全系数，一般取2；
H ---软弱岩层厚度，m ；
2. 根据“普氏自然平衡供理论”确定L2
顶板锚杆有效长度L 2顶
当f ≥3时，f
B K b L 22==顶 ---------------②-1 当f ＜3时，顶
顶
f H B b L ??? ??-?+==245tan 212ω --------------- ②-2 式中：K --- 安全系数，一般取1.5～2；
b 或b1 --- (普氏免压拱高)围岩松动圈冒落高度，m ；
B --- 巷道开掘宽度，此处取B=5.3m ；
f --- 巷道顶板的岩石普氏坚固性系数，(煤取2.5)；
H --- 巷道掘进高度，取3.3m ；
顶f --- 顶板岩石普氏系数；(煤取2.5)；
ω--- 两帮围岩的似内摩擦角，取顶f 反算；
= arctan(2.5)=68.2°
帮锚杆有效长度L 2帮的确定
??? ?
?-?==245tan 2ωH c L 帮 --------------- ②-3 =0.64 m 或
1
12112+-+++=B B f f L 帮 --------------- ②-4 =1.27 m
式中：c --- 帮破碎深度（m ）；
H --- 巷道掘进高度，取3.3m ；
ω ---两帮围岩的内摩擦角，取40°；
)arctan(f =ω
B --- 巷道开掘宽度，5.3m ；
f ---岩石普氏系数；(煤取2.5)；
将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：
L 顶≥L 1+L 2顶+L 3
L 帮≥L 1+L 2帮+L 3
3. 根据“组合拱理论”计算L2
组合拱理论设计锚杆的支护参数，一般适用于围岩破碎，巷道断面为拱顶的巷道 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C
)245tan()12cos 1000(?αγ-???-=h K f HB K C c
c --------------- ① )arctan(顶f =ω
=(2.8×24×100×1/(1000×2.5×1)×Cos1.5°-1)
×3.3×tan(45°-68.2°/2)
=2.05(m)
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2.8
r ---上覆岩层平均容重(KN/m 3)，取24KN/m 3；
H --- 巷道埋深(m),取100m ；
B ---固定支撑力压力系数，按实体煤取1；
fc ---煤层普氏系数，取2.5；
Kc ---煤体完整性系数(取0.9-1.0)，取1；
α ---煤层倾角，取3°；
h ---巷道掘进高度m ，取3.3m ；
? ---煤体内摩擦角，可按fc 反算，取68.2°；
()顶f arctan =?
=arctan(2.5)=68.2°
Ⅱ、潜在冒落高度b
)cos()(αy
y f K C a b += -------------------- ② =(2.65+1.26)×cos3°/(0.45×3)=2.89(m)
式中：a ——顶板有效跨度之半(m),取2.65m ；
C ——两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.05m ；
K y ——直接顶煤岩类型性系数； 取0.45
当岩石f=3-4时，取0.45；
f=4-6 时，取0.6；
f=6-9时，取0.75；
Fy ——直接顶普氏系数，取3；
α——煤层倾角，取5°； Ⅲ、两煤帮侧压值Qs
)]2
45tan(2cos sin [?
ααγ-???+?=b h KnC Q s 煤 ------- ③ =2.8×3×1.26×13×[3.3×sin3°+2.89×cos1.5°
×tg(45-68.2/2)]
=185(kN/m 2)
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2.8； n --- 采动影响系数(取2-5)，取3
C --- 两帮煤体受挤压深度(m),由①式计算得1.26m ；
r 煤--- 煤体容重(KN/m 3),取24 KN/m 3；
h --- 巷道掘进高度m ，取3.3m ；
a --- 煤层倾角，取3°；
b --- 潜在冒落高度，由②式计算得2.89m ；
? --- 煤体内摩擦角，可按fc 反算得68.2°
L 2帮=C
L 2顶=b
将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：
L 顶≥L 1+L 2顶+L 3
L 帮≥L 1+L 2帮+L 3
4. 根据“组合梁原理”计算L2
组合梁理论只适合层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用，组合梁厚度越大，梁的最大应变值越小。组合梁充分考虑了锚杆对离层和滑动的约束作用，原理上对锚杆作用分析的比较全面，但是它存在以下明显缺点。
a.组合梁有效组合厚度很难确定。
b.没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。其实，在水平应力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏、失稳的主要原因。
）
（x P K B L σσ?+=112935.1 式中：K1 --- 与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6
P ---组合梁自重均布载荷(MPa),取0.06MPa ；
? --- 与组合梁层数有关的系数
组合层数： 1 2 3 ≥4
?值： 1.0 0.75 0.7 0.65
B --- 巷道跨度(m),取5.3m ；
σ1 --- 最上一层岩层抗拉计算强度(MPa)，可取试验强
度的0.3-0.4倍，(没有参数)？
σx --- 原岩水平应力
H H x γ??λγσ?-==1
σx=λrz =0.4×24×10-9×100×103
=0.000960MPa
式中：λ—侧压力系数，一般为0.25-0.4,
γ ——上覆岩层平均容重，取24KN/m 3
； Z —巷道埋深(m),取100m ；
将以上L 1、L 2、L 3的值代入①式得：
L ≥L 1+L 2+L 3
5. 按经验公式计算锚杆长度L(加固拱理论)
Ｌ= N （1.1+B/10） ---------- ①
=1.0×(1.1+5.3/10)=1.63（m ）；
式中：L —锚杆长度（m ）；
N —围岩稳定影响系数，Ⅴ类围岩取系数1.2；
B —巷道跨度（m ），取5.3m 。
二、 锚杆间、排距
(一) 经验公式
根据《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ86－85规定： 第3.3.7条 系统锚杆的布置应遵守下列规定:
一、在隧洞横断面上,锚杆应与岩体主结构面成较大角度布置;当主结构面不明显时,可与隧洞周边轮廓垂直布置;
二、在岩面上,锚杆宜成菱形排列;
三、锚杆间距不宜大于锚杆长度的二分之一;Ⅳ、Ⅴ类围岩中的
锚杆间距宜为0.5 ～1.0米,并不得大于1.25米。
D ≤1/2L --------------- ①
D ≤0.5×2200=1100mm
(二) 根据锚杆支护的原理计算锚杆间/排距
1. 根据“悬吊理论”计算锚杆间、排距
2. 锚杆间距
D ≤1/2L
锚杆排距
当复合顶板厚度小于1.15 m, 即在巷道上方1.15m 范围内有关键层存在条件下, 关键层下面复合顶岩层可悬吊在稳定的关键层岩层上,支护设计按悬吊理论计算, 且不需锚索补强(4)。锚杆的有效长度L2 大于或等于关键层下位复合顶板厚度,锚杆的间排距则有:
γγγKb Q KL Q KH Q
D =≤2 或 γ2
887.0KL Q d D ≤ 式中：D — 锚杆间、排距，m ；
Q — 锚杆设计锚固力， 105 KN/根
K — 安全系数，一般取1.5～2；
L 2—软弱岩层厚度或冒落拱高度b ，取 m ；
H —软弱岩层厚度或冒落拱高度b ，取 m ；
f
B H 2= 式中 B ——巷道开挖宽度，m ；
f ——岩石坚固性系数，取3。
γ — 被悬吊岩石的容重，取24 KN/m 3；
d — 锚杆最小直径，mm ；
3. 根据“组合拱理论”计算锚杆间、排距
● (顶)锚杆间排距
ab
k Nn aL k Nn L γγ2220== 式中：L 0 --- 锚杆间、排距，m ；
N --- 锚杆设计锚固力， 105 KN/根
n --- 每排锚杆根数，根；
K --- 安全系数，一般取2～3；
γ --- 被悬吊岩石的容重，取24KN/m 3；
a --- 1/2巷道掘进宽度，m ；
L 2 --- 锚杆有效长度(顶锚杆取b 冒落拱高度)，取1.31 m ； ● (帮)锚杆间排距
L KQ Nh D s = 式中：D --- 锚杆间、排距，m ；
N --- 锚杆设计锚固力， 105 KN/根
h --- 巷道掘进高度，m ；
K --- 安全系数，一般取2～3；
γ --- 被悬吊岩石的容重，取24KN/m 3；
a --- 1/2巷道掘进宽度，m ；
L 0 --- 帮锚杆排拒(同顶锚杆排拒)，取 m ；
4. 根据“组合梁原理”计算锚杆间、排距
KP m D 263.111σ≥
式中：D --- 锚杆间、排距，m ；
m 1 --- 最上一层岩石厚度， m ；
σ1 ---最上一层岩石抗拉强度(MPa)，可取实验强度的
0.3～0.4倍；
K --- 安全系数，一般取2～3；
P --- 本层自重均布载荷，P=m1×r1MPa ；
r1 --- 最下面一层岩层的容重，取24kN/m 3；
经计算选择锚杆间距×排距=900mm ×900mm 符合要求。
三、 锚杆直径 《方法一》：经验公式
110
L d = --------------- ④-1 式中：
d — 锚杆最小直径，mm ；
L — 锚杆长度，mm ；
《方法二》：
t t Q Q
d σπσ13.14== --------------- ④-2 =3803.141
.04??=0.018
式中：
d — 锚杆最小直径（mm ）；
Q — 锚杆设计锚固力（MPa ），100KN 取380MPa
σt — 锚杆杆体的抗拉强度（MPa ），取380MPa ；
《方法三》：根据杆体承载力和锚固力等强度数值加以确定
σQ D 52
.35≤ --------------- ④-3
式中： D — 锚杆间、排距，m ；
Q — 锚杆设计锚固力， 105 KN/根
σ — 锚杆杆体抗拉强度(MPa)；
四、 锚固力N
《方法一》：(可按锚杆杆体的屈服载荷计算)
)(4
2 σπ?=d N --------------- ⑤-1 = 0.25×3.14×(20)2×335=105(KN)
式中：
σ屈——杆体材料的屈服极限(φ20mm 螺纹钢为335MPa)； d ——杆体直径d=20mm 。
《方法二》：
r
d KL N 22= --------------- ⑤-2
式中： Q — 锚杆锚固力，kN
K — 锚杆安全系数，取2～3；
L2 — 锚杆有效长度（m ）；
d ——锚杆杆体直径（m），d=0.02 m；
r —锚杆视密度，t/m3；
五、锚杆角度
靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°，其它锚杆垂直于巷道顶部安设。
六、锚杆的选择
1、常用锚杆杆体的材料性能
常用钢材及其性能见表5；锚杆适宜选用45Mn罗纹钢，其承载能力见表6。
2、锚杆的选择
巷道锚杆选择Φ=20mm、45Mn螺纹钢锚杆。
锚固力Q=10.7t＜12.4t
3、锚固剂的确定
锚杆支护巷道采用树脂锚固剂。树脂锚固剂应具备的主要特性见表7，树脂锚固剂产品型号见表8，树脂锚固剂的规格见表9，树脂锚固剂的主要技术指标见表10。
有关煤矿标准择录
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中华人民共和国国家标准
锚杆喷射混凝土支护技术规范
GBJ 86-85
主编部门:中华人民共和国冶金工业部
批准部门:中华人民共和国国家计划委员会
实行日期:一九八六年七月一日
关于发布《锚杆喷射混凝土支护技术规范》的通知
计标[1985]2064号
根据原国家建委(81)建发设字第546 号文的通知,由冶金工业部负责主编,由冶金工业部建筑研究总院会同有关单位编制的《锚杆喷射混凝土支护技术规范》已经有关部门会审。现批准《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GBJ 86-85为国家标准,自一九八六年七月一日起施行。
本规范由冶金工业部管理,其具体解释等工作由冶金工业部建筑研究总院负责。
国家计划委员会
一九八五年十二月十七日
第3.3.8条设计局部锚杆时,拱腰以上的锚杆对危石的抗力可按下列公式验算:
水泥砂浆锚杆
K·G≤n·As·fst (3.3.8-1)
预应力锚索或预应力锚杆
K·G≤n·P (3.3.8-2)
或K·G≤n·Ay·σcon (3.3.8-3)
式中G——锚杆或锚索承受的危石重量(牛顿);
As——单根锚杆杆体的截面积(厘米2);
Ay——单根预应力锚索或预应力锚杆杆体截面积(厘米2)
n——锚杆、预应力锚索或预应力锚杆的根数;
fst ——水泥砂浆锚杆钢筋设计抗拉强度(牛顿/厘米2);
P——单根预应力锚索或预应力锚杆的预张拉力值(牛顿);
σcon——预应力锚索或预应力锚杆张拉控制应力(牛顿/厘米);
K——安全系数,取2。
第 3.3.9条拱腰以下及边墙局部锚杆的抗力可按下列公式验算:
水泥砂浆锚杆
K·G1≤f·G2+n·As·fsv+C·A (3.3.9-1)
预应力锚索或预应力锚杆
K·G1≤f·G2+Pt+f·Pn+C·A (3.3.9-2)
式中G1、G2——分别为不稳定岩块平行作用于滑动面和垂直作用于滑动面上的分力(牛顿);
As——单根水泥砂浆锚杆钢筋的截面积(厘米2);
n——锚杆根数;
A——岩石滑动面的面积(厘米2);
C——岩石滑动面上的粘结力(牛顿/厘米2);
fsv——水泥砂浆锚杆钢筋设计抗剪强度(牛顿/厘米2);
f——岩石滑动面的摩擦系数;
Pt 、Pn——分别为预应力锚索或预应力锚杆作用于不稳定岩块上的总压力在抗滑动方向及垂直于滑动面方向上的分力(牛顿);
K——安全系数,取2。
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)
cr
st 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（厘米）； d1——锚杆钢筋直径走私或锚索体直径（厘米）；
d2——锚杆孔直径（厘米）；
fst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（牛顿/厘米2）； fcs ——水泥砂浆与钢筋或水泥砂浆与锚索的设计粘结强度（牛顿/厘米2）；
fcr ——水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（牛顿/厘米2）； K ——安全系数，取1.2。
锚喷支护工程质量检测规程
MT/T5015-96
5 锚杆抗拔力检测
5.1 检测方法
5.1.1 用锚杆拉力计作锚杆抗拔力检测，根据检测结果评判锚杆抗拔力和安装牢固程度的质量状况。
5.1.2 锚杆拉力计应符合以下要求：
a）最大工作荷载不小于70kN；
b）工作行程不小于10mm；
c）测力装置应使用标准精密压力表或数据显示系统，精密度等
级宜为0.5级。
5.2 检测程序
5.2.1 确定检测数量：巷道每30～50m，取样不少于一组。立井、硐室每300根锚杆或300根以下，取样不少于一组；300根以上，每
增加1～300根，相应多取样一组。设计或材料变更，应另取一组。
每组不得少于3根。
5.2.2 在同一检查点内均匀取3根或3根以上作为一组。
5.2.4 将压力表读数（数显值）按公式5.2.4换算成锚杆抗拔力：
F=CPS （5.2.4）
式中：F——锚杆抗拔力（N）；
C——压力表值与锚杆抗拔力之间相关系数，在仪器标定时确定；
P——压力表读数（MPa）；
S——锚杆拉力计千斤顶活塞面积（mm2）。
MT 中华人民共和国煤炭行业标准
MT 146.1—2002 树脂锚杆锚固剂
Resin anchor bolts—Capsules
5 技术要求
5.1 原材料
锚固剂所用原材料应符合有关国家标准和行业标准要求。
5.2 外观
树脂锚固剂应装填饱满，质地柔软，颜色均匀，树脂胶泥不分层沉淀，封口严密，无渗漏，各型号锚固剂的标识应符合表1的规定。
5.3 直径、长度偏差
锚固剂直径偏差为±0.5mm；长度偏差为±10mm。
5.4 树脂胶泥稠度
环境温度为（22±1）℃时，不小于16mm。
5.5 凝胶时间
应符合表1的规定。
5.6 抗压强度
环境温度为（22±1）℃、龄期24h条件下，用于端锚的锚固剂其抗压强度应不小于60MPa，用于全锚的锚固剂其抗压强度应不小于40MPa。
5.7 锚固力
应符合表3的规定
巷道锚杆支护参数设计
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。锚杆支护技术的广泛采用给英国煤矿带来巨大的活力和经济效益。 德国是U型钢支架使用最早、技术上最为成熟的国家，自1932年发明U型钢支架以来，U型钢支架发展迅速，支护比重很快达到了90%以上，从井底车场一直到采煤工作面两巷均采用U型钢可缩性支架。但是自20世纪80年代以来，随着矿井开采深度日益增加，维护日益困难。面临这种困境，德国采用不断增加金属支架的型钢质量，逐步减小棚距的做法，这不仅使巷道支护费用增高，而且施工、运输更加困难和复杂。即便如此，巷道维护困难的状况仍然难以改观，于是寻求成本低，运输和施工简单方便、控制围岩变形效果好的锚杆支护变得尤为重要。到20世纪80年代初期，锚杆支护在鲁尔矿区实验成功后获得推广，现己应用到千米的深井巷道中，取得了许多成功的经验。 法国煤巷锚杆支护的发展也很迅速，到1986年其比重己达50%。在采区巷道支护中同时发展金属支架、锚杆支护、混凝土支架。 俄罗斯锚杆支护的发展也引人瞩目。他们研制了多种类型的锚杆，在俄罗斯第一大矿区——库兹巴斯矿区锚杆支护巷道所占比重己达50%。 我国在煤矿岩巷中使用锚杆支护也已有近50余年的历史。从1956年起在煤矿岩巷中使用锚杆支护，20世纪60年代锚杆支护开始进入采区，但由于煤层巷道围岩松软，受采动影响后围岩变形量很大，对支护技术要求很高，加之锚杆支护理论、设计方法，锚杆材料、施工机具、检测手段等还不够完善，因而发展缓慢。“八五”期间，原煤炭工业部把煤巷锚杆支护技术作为重点项目进行攻关，在“九五”期间，原煤炭工业部将“锚杆支护”列为煤炭工业科技发展的五个项目之一，
锚杆参数计算
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80KN K：安全系数，取2； h：巷道掘进宽度；3.8m r: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。
锚杆支护理论计算方法
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L１ L1=(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）L３ 1.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~４0０mm 2. 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） cr st 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 ）; ｆst ——锚杆钢筋或锚索体的设计抗拉强度（N/cm ２）;
锚杆(锚索)支护设计公式
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 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 +++= 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 a a f f d K L 41? ≥ 其中： K ——安全系数； 1d ——锚索直径； a f ——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 ； d L ——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;70
锚杆的锚固长度设计计算
锚杆（索） 1.锚杆（索）的作用机理 立柱在荷载的作用下，有绕着基地转动的趋势，此时可以利用灌浆锚杆（索）的抗拔作用力来进行抵抗。灌浆锚杆（索）指用水泥砂浆(或水泥浆、化学浆液等)将一组钢拉杆(粗钢筋或钢丝束、钢轨、小钢筋笼等)锚固在伸向地层内部的钻孔中，并承受拉力的柱状锚固体。它的中心受拉部分是拉杆。其受拉杆件有粗钢筋，高强钢丝束，和钢绞线等三种不同类型。而且施工工艺有简易灌浆、预压灌浆以及化学灌浆。锚固的形式应根据锚固段所处的岩土层类型、工程特征、锚杆（索）承载力大小、锚杆（索）材料和长度、施工工艺等条件，按表1-1进行具体选择。 同时，为了更好地对锚杆（索）进行设计，以下将对锚杆（索）的抗拔作用力机理进行介绍。 锚杆（索）的抗拔作用力又称锚杆（索）的锚固力，是指锚杆（索）的锚固体与岩土体紧密结合后抵抗外力的能力，或称抗拔力，它除了跟锚固体与孔壁的粘结力、摩擦角、挤压力等因素有关外，还与地层岩土的结构、强度、应力状态和含水情况以及锚固体的强度、外形、补偿能力和耐腐蚀能力有关。 许多资料表明，锚杆（索）孔壁周边的抗剪强度由于地层土质不同，埋深不同以及灌桨方法不同而有很大的变化和差异。对于锚杆（索）抗拔的作用机理可从其受力状态进行分析，由图1-1表示一个灌浆锚杆（索）中的砂浆锚固段，如将锚固段的砂浆作为自由体，其作用力受力机理为： 锚杆选型表1-1
当锚固段受力时，拉力T 。首先通过钢拉杆周边的握固力(u)传递到砂浆中，然后再通过锚固段钻孔周边的地层摩阻力(τ)传递到锚固的地层中。因此，钢拉杆如受到拉力作用，除了钢筋本身需要有足够的截面积(A)承受拉力外，锚杆（索）的抗拔作用还必须同时满足以下三个条件： ①锚固段的砂浆对于钢拉杆的握固力需能承受极限拉力； ②锚固段地层对于砂浆的摩擦力需能承受极限拉力； ③锚固土体在最不利的条件下仍能保持整体稳定性。 以上第①、②个条件是影响灌浆锚杆（索）抗拔力的主要因素。 i 孔壁摩阻力τ i 图1-1 灌浆锚杆（索）锚固段的受力状态 2.锚杆（索）的设计计算 锚杆（索）的设计原则: (1)锚杆（索）设计前应进行充分调查，综合分析其安全性、经济性与可操作性，避免其对路堤周围构筑物和埋设物产生不利影响。 (2)设计锚杆（索）时应考虑竣工后荷载作用对路堤的影响，要保证它们在载荷作用下不产生有害变形。 (3)设计锚杆（索）时，应对各种设计条件和参数进行充分的计算和试验来确定，只有少数有成熟的试验资料及工程经验的可以借用。 锚杆（索）的设计要素: 锚杆（索）的设计要素包括：锚杆（索）长度、锚固长度、相邻结构物的影
锚杆支护参数计算
1 地质条件 岱庄煤矿综掘煤巷位于313采区中部，沿3上煤层顶板掘进，巷道底板标高在-203~-208m ，地表松散层厚度平均36m ；煤层厚度为3~3．83m ，平均3．4m ；煤层直接顶为砂质泥岩，厚度在0．60~．95m 之间，平均0．8m ；老顶为细砂岩，厚度15m 左右；底板为粉砂岩，厚度在1．158~．58m ，平均为4．9m 。 煤巷两侧及底板为煤体，粘聚力0．45MPa 、内摩擦角26°、容重1．33kg ／m 3、单向抗压强度6．35MPa ；煤巷顶板为砂质泥岩，粘聚力2MPa 、内摩擦角28°、容重 2．76kg/m 3单向抗压强度20MPa ；原岩应力6．48MPa ；围岩稳定性系数为1．7，巷道围岩为Ⅳ类，属较稳定围岩。 2 锚杆及托盘材料 目前顶板锚杆采用Φ16mm 螺纹钢，设计强度240MPa ，托盘为铸钢托盘；两侧采用压缩木锚杆，设计强度17．6MPa 。 3 锚杆支护参数计算 3．1锚杆长度计算 21l l l += (1) 式中：1l 为锚杆外露长度，一般为0．1m ；2l 为被锚固围岩的厚度， 2/2h R l p -= (2) Ccon rH rH R R p +=sin 0 (3) 式中：p R 巷道围岩塑性区半径；o R 为矩形断面的等效圆掘进半径(见图1)，其值为 2．18m ；h 为巷道宽度或高度，两者之间取小值，即h =2．6m 。 将上述巷道围岩参数代入式(3)得： ①巷道顶板岩层： m con R p 53.228228sin 48.648.618.2=?+?= ②卷道侧壁(煤体)： m con R p 08.32645.026sin 48.648.618.2=?+?= 由式(2)，得锚杆锚固区围岩厚度： 煤巷顶板岩层：m l 23.12=
锚杆支护理论计算方法
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，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L1 L1=（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3 1. 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?400mm 2. 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
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+L 1+L 2 式中：L ——锚杆长度，m H ——冒落拱高度，m K----安全系数，取2 L 1——锚杆锚入稳定岩层深度，取0.5m L 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 a=b= KHr Q 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/m 3 a=b= 44 .2643.0250 ??=1.48m
煤矿锚杆支护技术参数
煤层集中皮带机道锚杆锚索支护 参数设计及计算方法 煤层平均厚度3.5m，煤层结构简单，夹石层数1~2层，夹石岩性为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩，厚度一般为0.20~0.40m，煤层顶板岩性为砂砾岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩；煤层底板岩性有炭质泥岩、粉砂岩、砂砾岩。 煤层集中皮带巷断面设计为矩形，巷道宽度4.0m，高度3.2m，采用锚网梁索联合支护方式支护顶板，锚网支护方式支护巷帮。 一、巷道锚杆支护参数设计 （一）顶板锚杆支护参数确定 1、锚杆支护参数确定采用悬吊作用理论进行。 1）锚杆长度的确定 LLLL =++312L——锚杆长度，m；式中 L——锚杆外露长度，m；1L——锚杆有效长度，m；2L——锚杆锚固长度，m。3L的确定）锚杆外露长度（11LL=0.05m ，一般）0.02～0.03m（螺母厚度垫板厚度= ++11（2）锚杆有效长度L 的确定2． L的确定：采用解释法中普式自然平衡拱巷道顶锚杆有效长度2L。理论确定2L=1.8B/f 3时，f≥f——普氏系数，取4.5；式中B——巷道跨度，取4m；
L= 1.8B/f =1.6m，取1.65m L = 0.3~0.4m，取0.3m。3LLLL= 2L的确定（3）锚杆锚固长度3 0.05+1.6+0.3=1.95m，结合矿井实际，=++取因此，321L=2.0m。 2）锚杆间排距的确定 对锚杆支护巷道，考虑施工工艺通常取间排距相等，锚杆间排D按下式计算：距 DL=0.5*2=1m≤0.5 3）锚杆直径的确定 d可按下式计算：锚杆直径d=L/110=2000/110=18.2mm，锚杆直径取20mm＞18.2mm 4）锚杆锚固力计算 锚杆锚固力可按下式计算： Q——锚杆锚固力，t；式中 2rDQ?KL2 K——锚杆安全系数，取2~3； L；m——锚杆有效长度，2． 3r。——视密度，t/m2rD?KLQ=3*1.60*1*1.45=69.6KN，采用直径20mm 的等强螺纹钢2锚杆通过树脂药卷锚固后，锚固力约70KN≥Q=69.6 KN，符合要求。 锚杆锚固采用树脂药卷。当顶部煤体较好时，锚杆锚固方式可端部锚固；当顶板煤体松软破碎时，采用全长锚固。 （一）煤帮锚杆支护参数确定 1）煤帮锚杆长度
(完整版)第四讲锚杆支护理论
第四讲锚杆支护理论 本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。 锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。 一、锚杆支护理论 支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。 （一）锚杆支护理论综述 1、悬吊理论
1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。 图4-1 锚杆悬吊作用原理示意图 2）缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。 3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。 图4-2 a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用 2、组合梁理论 1）机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩
擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁(板)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。 决定组合梁稳定性的主要因素是锚杆的预拉应力及杆体强度和岩层的性质。 2）缺点：将锚杆作用与围岩的自稳作用分开；在顶板较破碎、连续性受到破坏时，难以形成组合梁。这一观点有一定的影响，但是其工程实例比较少，也没有进一步的资料供锚杆支护设计应用，尤其是组合梁的承载能力难以计算，而且组合梁在形成和承载过程中，锚杆的作用难以确定。另外，岩层沿巷道纵向有裂缝时粱的连续性问题、梁的抗弯强度等问题也难以解决。 3）适用条件： 层状地层，如图4-3中2所示； 顶板在相当距离内（锚杆长度范围内）不存在稳定岩层，
锚索支护计算
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 27.13059.127010 431.14278.17241≥≥???≥?≥ 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； b L ——需要悬吊的不稳定岩层厚度，3.7m ； c L ——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8.3m 2、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]=1.974m 3、加强锚索数目的校核，应满足 断P W K 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。 KN D h B W 17.155615.413.247.32.4=???=???=∑∑γ 6.836017.15562=?=?≥断P W K N 根
锚杆支护参数设计
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。 c. 围岩松动圈分类 围岩松动圈是一个定量的综合指标，它是建立在对巷道围岩实测的基础上，几乎不作任何假设，用现场实测和模拟试验，研究围岩状态，找出围岩松动圈这一综合指标，用来作为围岩分类的依据。这一分类方法简单、直观性强、易于掌握，受到众多煤矿巷道设计与施工人员的欢迎。 经过大量的现场松动圈测试及其与巷道支护难易程度相关关系的调研之后，依据围岩松动圈的大小将围岩分成小松动圈，中松动圈、大松动圈三大类六小类，如表2所示。
锚杆锚索参数计算
（一）按加固拱原理确定锚杆参数 综合分析国内外关于锚杆参数的经验数据和规定，对于跨度小于10米的巷道、硐室，可按下面经验公式确定锚杆参数 1.锚杆长度L=N(1.1+W／10) =1.1×(1.1+3.6／10) =1.606m （2200mm） 2.锚杆间(排)距D≤0.5L=0.5×1.606 =0.803m (800×900mm) 3.锚杆直径d=1／110×L=1／110×1.606 =0.0146米=14.6mm （18mm）式中W－巷道或硐室跨度，米；取3.6； N－围岩稳定量影响系数，取1.1，规定如下： Ⅱ类（稳定性较好）围岩，N=0.9； Ⅲ类（中等稳定）围岩，N=1.0； Ⅳ类（稳定性较差）围岩，N=1.1； Ⅴ类（不稳定）围岩，N=1.2； 通过计算，φ18×L2200(mm)锚杆满足设计要求，间排距800×900（mm）满足设计要求。 (二)悬吊理论校核锚索间（排）距 为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落，用φ17.8mm，L=6300mm的钢绞线，将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中，校核锚索间（排）距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑，此时，靠巷
道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间(排)距。 L=nF2／[BHγ－(2F1sinθ) ／L1] 式中L－锚索间（排）距，m； B－巷道最大冒落宽度，取3.6+1.2=4.8m; H－巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0m; γ－岩体容重，25kN／m3； L1－锚杆排距，0.9m； F1－锚杆锚固力（以最小锚固力计算），85kN； F2－锚索极限承载力（以最小锚固力计算），取200kN； θ－角锚杆与巷道顶板夹角，90°； n －锚索每排根数，取2； 通过上式计算， L=2×200÷[4.8×2.0×25－（2×85×sin90°÷0.9）] =400÷﹙240－188.9﹚=7.8m 得出锚索间排距小于7.8m，所选间排距2150×900（mm）满足设计要求。
锚杆和锚索支护参数的计算
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0.35m L 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1.8m 2）锚杆间排距的确定： L= h K 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5.0 k-----安全系数，取1.5 γ---岩石容重，取2.5T/m 3 h----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。
锚杆支护计算(实用荟萃)
2.3 支护参数计算 根据锚杆加固作用原理,确定如下参数: 2.3.1锚杆长度 123L L L L =++=0.15+1.5+0.4=2.05m 式中， 1L —锚杆外露长度,其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般取0.15m ，对于端锚锚杆，L 1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球体的厚度; 2L —锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过查规范知一般取1.5m; 3L —锚杆锚固段长度亦即锚杆锚入坚硬岩石的长度,一般L3=0.3~0.4，由拉拔实验确定，当围岩松软时，L 3还要加大，取L 3为0.4m 。 为安全施工，取锚杆长度L=2100mm 长满足要求。 围岩内外围层结构的稳定性分析 巷道围岩范围内各部分岩体，由于其距巷道周边的距离和岩性的不同，对巷道稳定性的影响作用是有显著差别的。根据这种作用的大小以及一般巷道支护控制作用的范围，可将巷道围岩分为内层围岩和外层围岩两部分，然后研究内外层围岩的结构类型及其与围岩稳定性之间的关系，并提出相应的围岩控制原则。 (1)内层围岩。内层围岩是指距巷道周边较近的那部分岩体，其范围与通常意义上的松动圈范围相当。如图所示，内层围岩的结构与性质对巷道稳定性影响
最大。这部分岩体受开挖及风化等影响严重，最易出现破坏和冒落，围岩变形的绝大部分是由这部分岩体产生的，锚杆支护、注浆加固及人为卸压等措施大致上也是在该范围岩体中进行的。可见，内层围岩既是影响巷道稳定性的最关键部分，也是人为控制措施的主要的和直接的作用对象。 (2)外层围岩。外层围岩是围岩中距巷道周边较远的那部分岩体。与内层围岩相比，外层围岩受开挖及风化等影响较小，受支护控制作用的影响也较小；总的围岩变形中，外层围岩所占比例很小，对巷道稳定性的影响也较小。 (3)内外层围岩之间的关系。根据上述定义可知．内层围岩的结构与性质是影响巷道稳定性的决定因索，外层围岩的结构与性质对巷道稳定性的影响要通过内层围岩来实现；支护控制的主要对象是内层围岩。内层围岩往往与支护形成整体承裁结构，外层围岩则是上覆岩层压力向内层围岩和支护传递的中介。 巷道围岩内外层结构 2.3.2 锚杆直径： 锚杆采用20MnSiⅡ级建筑用螺纹钢系列，锚杆的直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即
支护理论计算方法
1、按悬吊理论 (1)锚杆长度L， L=L 1+L 2+L 3 =50+1000+300=1350mm 式中：L 1——锚杆外露长度 L 2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定mm L 3——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(d 2 σ屈) =0.25×3.14×（0.02）2×335×106=105KN 式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa d——杆体直径 (3)锚杆间排距 锚杆间距D≤1/2L D≤0.5×2200=1100mm 锚杆排距L 0=Nn/2kra L 2 =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2-3 r ——上覆岩层平均容重，取24KN/m 3 a——1/2巷道掘进宽度m
2、按自然平衡拱理论计算 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C C=(（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2.8 r——上覆岩层平均容重，取24KN/m3 H——巷道埋深m B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1 fc——煤层普氏系数， Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0 a——煤层倾角 h——巷道掘进高度m ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算 Ⅱ、潜在冒落高度b b=(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m Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时，取0.45;f=4-6时，取0.6;f=6-9时，取0.75。 Fr——直接顶普氏系数
锚杆支护理论
第四讲锚杆支护理论本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。 锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。 一、锚杆支护理论 支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。 （一）锚杆支护理论综述 1、悬吊理论
1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。 图4-1锚杆悬吊作用原理示意图2）缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。 3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。 图4-2a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用 2、组合梁理论 1）机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦减小。在于通过锚杆的预拉应力将原视为叠合梁(板)的岩层挤紧，增大岩层间的摩擦力；
锚杆支护理论
锚杆支护理论 Document number：PBGCG-0857-BTDO-0089-PTT1998
第四讲锚杆支护理论本讲主要介绍锚杆常用支护理论（包括一些近年来比较流行和活跃的理论）、锚杆支护设计方法和国外锚杆支护主要经验，以及巷道容易冒顶的十种情况和五种应对措施。 锚杆支护的作用机理尚在探讨之中。目前己提出的观点较多，其中影响较大的有悬吊作用、组合梁(拱)作用、组合拱、减跨理论、加固(提高C、φ值)作用等几种。这几种观点都是以围岩状态和利用锚杆杆体受拉(力)为前提来解释锚杆支护作用机理的，因此，围岩状态及锚杆受拉力这两个前提的客观性是判定上述理论正确性的标准。 一、锚杆支护理论 支护：就是指为了地下巷道掘进、硐室开挖后的稳定及施工安全，而采取的支持、加强或改善围岩应力状态而打设的构件或采取的措施的总称。支护包括两个方面，一是支，就是顶住顶板，防止顶板出现大量的下沉，使顶板下沉控制在可控、安全的状态，二是护，就是保持顶板的完整性，防止出现漏矸、漏顶、巷道掉渣等现象。支和护是一个有机统一的整体，它们共同组成了支护系统。 （一）锚杆支护理论综述 1、悬吊理论
1）机理：将巷道顶板较软弱岩层悬吊在稳定岩层上，以避免较软弱岩层的破坏、失稳和塌落，锚杆所受的拉力来自被悬吊的岩层重量。 图4-1锚杆悬吊作用原理示意图2）缺点：没有考虑围岩的自承能力，而且将被锚固体与原岩体分开。 3）适用条件：在锚杆的长度范围内有一层坚硬而稳定的岩层，锚杆可以锚固到顶板坚硬稳定岩层。 图4-2a拱形巷道的锚杆悬吊作用b软弱岩层的锚杆悬吊作用 2、组合梁理论 1）机理：将锚固范围内的岩层挤紧，增加岩层间的摩擦力，防止岩石沿层面滑动，避免各岩层出现离层现象，提高其自撑能力。将几层薄岩层锁紧成一个较厚的岩层（组合梁）。在上覆岩层载荷的作用下，这种组合厚岩层内的最大弯曲应变和应力都将大大减小，组合梁的挠度亦
锚杆(锚索)长度、间排距、全参数地确定
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)2 cot (45)1 12 t c c t t y k k l k l h C u k u σσσσα?+-= +--- 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 0.018m φ== 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
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法
岩巷支护设计理论计算及参数确定方法 1、按自然平衡拱理论计算 Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C C=(（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2.8 r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3 H——巷道埋深m B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1 fc——煤层普氏系数， Kc——煤体完整性系数，0.9-1.0 a——煤层倾角 h——巷道掘进高度m ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算 Ⅱ、潜在冒落高度b b=(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 m Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时，取0.45 ;f=4-6 时，取0.6; f=6-9时，取0.75。
Fr——直接顶普氏系数 Ⅲ、两煤帮侧压值Qs Qs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2) =2.5×2×8.9×1.48[2.65×0.39+5.62×0.98×0.24=155kN/m 式中：n——采动影响系数，取2-5 r煤——煤体容重，KN/m3 (1)顶锚杆长度L L=L1+b+L2 =0.05+5.62+0.35=6.02 式中：L1——锚杆外露长度 m L2——锚固端长度 m b——潜在冒落拱高度 m 锚杆间距D≤1/2L 锚杆排距LO=Nn/2K〃rab =105×12/2×2×24×2.1×5.62= 式中：n——顶板每排锚杆根数 N——每根锚杆锚固力，KN K——安全系数，取2-3 r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3 a——1/2巷道掘进跨度，m (2)煤帮锚杆