锚杆锚索支护参数校核
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
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
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；
K ——安全系数；2
断
P ——锚索最低破断力，kN ；
W ——被悬吊岩石的自重，kN ； ∑∑???=D h B W γ
其中：B ——巷道掘进荒宽，m ；
D ——锚索间排距，m ；
∑h ——悬吊岩石厚度，m ；
∑γ——悬吊岩石平均容重，kN/m 3。
四、A3圆钢对岩石粘结强度（设计手册）
砂岩5-8MPa 泥岩3.5-5.5 MPa 煤1-2 MPa C25混凝土≥7 MPa
五、螺纹钢对树脂药卷粘结强度（设计手册）
锚杆直径 锚固长度 粘结度 φ22mm 600mm 22 MPa φ16mm 600mm
22.3 MPa
φ16mm
1000mm 24.8 MPa
六、锚索抗拉强度（1MPa=1 N/mm 2）
锚索直径（mm ） 抗拉强度（N/mm 2） 抗拉强度（MPa ）
φ15.24 1426.05 1860 φ17.80 1427.31 1860 φ21.60
1376.11
1770
七、煤、岩容重
岩性容重（kN/m3）
砂岩21.58-26.59
页岩22.56-25.70
煤11.77-13.72 八、预应力钢绞线技术指标（检测报告）
规格mm 破断负荷
kN
屈服负荷
kN
伸长率%
L0≥500
1000h
松弛率≤
强度
Mpa
φ15.24 264.6-269.4 ≥234.6 4-5.5 2.5 1860
φ17.80 ≥360 ≥335 5 2.5 1860
φ21.60 ≥520 ≥484 5 2.5 1770 九、Ⅰ锚杆技术指标（检测报告）
规格屈服强度
MPa
抗拉强度
MPa
伸长率%
尾部螺纹承载强度
MPa
φ20×2000mm
（螺纹钢）
≥335 ≥490 ≥16 ≥杆体极限强度85% φ18×1800mm
（圆钢）
≥225 ≥375～460 ≥25 ≥杆体极限强度85% Ⅱ锚杆承载力（学习的时总结）
锚杆规格（螺纹钢）承载力（kN）
锚杆规格
（圆钢）
承载力（kN）
φ22mm 125 φ22mm 90 φ20mm 105 φ20mm 70 φ18mm 85 φ18mm 60 φ16mm 75 φ16mm 50
十、锚索测力计技术指标
型号测力范围穿孔直径精度等级质量QLMC-300
夜光式记忆型
0--300 kN φ25 1.5 5kg QLMC-500
夜光式记忆型
0--500 kN φ25 2.5 5kg 十、锚具技术指标
型号适用
锚索
规格
适用
锚索
强度
静载硬度
极限
拉力
（kN）
效率
系数
ηa（%）
总
应变量
ε
apu
(%)
锚环夹片
KM15-1860
φ
15.24mm
1860、
1570
251.8 ≥0.95 ≥2.5% HRC33-46 HRC53-65
KM18-1860
φ
17.80mm
1860 342 ≥0.95 ≥2.5% HRC30-65 HRC30-65
QLKM22-1770
φ
21.60mm
1770 488.3 ≥0.95 ≥2.5% HRC30-65 HRC30-65
十一、顶板离层测距仪（普通）技术指标
型号测量方式测量点数
深基点
最大深度浅基点
深度
最大量程读值精度
安装钻孔
直径
QLDC-1
反光彩色显示
与测尺读数2（深、浅）7m 2.5m 200mm 1mm
28mm
42mm
十二、钢筋混凝土（水泥托板）技术指标（检测报告）
规格（mm）标准要求（kN）支点距离（mm）实测结果（kN）500×150×80 ＞62 200 67.4
300×180×80 ＞62 200 66.4
十三、槽钢技术指标（检测报告）
规格 抗拉强度MPa 屈服强度MPa 伸长率% 14# 410 290 35 12#
315-450
225
31
十四、锚固剂主要参数
性能 指标 抗压强度 ＞40MPa 剪切强度 ＞35MPa 容量 1.9-2.2g/cm 3
弹性模量 ＞1.6×104
MPa 粘结强度 对混凝土（C20）＞7 MPa ，对螺纹钢＞16MPa
贮藏条件 20°-25°储存6个月
稠度
＞16mm
十五、锚固剂主要参数（固化与搅拌时间）
型号 属性 凝胶时间（s ） 等待时间（s ） 备注
CK 超快 8-40 10-60 在22°±1°C 环境温度下 测定抗压强度≥40 MPa
K 快速 41-90 90-180 Z
中速
91-180
480
十六、波纹钢托板（检测报告）
规格（mm ） 支点距离（mm ） 压力（kN ） 挠度（mm ）
500×200×100 260 550 4 350×120×50 200 196 9 150×150×24
90
294
6
十七、钢带（检测报告）
规格（mm）支点距离（mm）压力（kN）挠度（mm）W型钢带220×4 260 30 15
波纹钢带220×4 260 48 10
十八、玻璃钢锚杆（检测报告）
规格抗拉强度
MPa
抗剪强度
MPa
扭矩
N·m
锚固力
kN
φ18×1800mm ≥244 ≥75 ≥40 ≥58.8
锚杆(锚索)支护计算
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φ时230kN ，钢绞线直径为φ时320kN ，钢绞线直径为φ时454kN 。 二、锚索设计破断力 钢绞线直径为φ时260kN ，钢绞线直径为φ时355kN ，钢绞线直径为φ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 ；
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(锚索)支护计算
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 ； 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(锚索)长度、间排距、参数的确定
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 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。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
锚杆、锚索、土钉的区别
锚杆:是一种设置于钻孔内,端部伸入稳定土层中的钢筋或钢绞线与孔内注浆体组成的受拉杆体,它一端与工程构筑物相连,另一端锚入土层中,通常对其施加预应力,以承受由土压力、水压力、或风荷载等所产生的拉力,用以维护构筑物的稳定.一般由锚头段和锚固段三部分组成，其中锚固段用水泥浆或水泥砂浆将杆体与土体粘结在一起形成锚杆的锚固体．根据土体类型、工程特性与使用要求，土层锚杆锚固体结构可设计为圆形、端部扩大头型或连续球体型3类。2土钉：用来加固或同时锚固现场原位土体的细长杆件。通常采取土中钻孔、置入变形钢筋即带肋钢筋并沿孔全长注浆的方法做成。土钉依靠与土体之间的界面粘结力或摩擦力，在土体发生变形条件下被动受力，并主要承受拉力作用。土钉也可用钢管、角钢等作为钉体，采用直接击入的方法置入土中。土钉墙支护适用于下列土体：可塑、硬塑或坚硬的黏性土，胶结或弱胶结（包括毛细水黏结）的粉土、砂土或角砾，填土、风化岩层等。
一、几个概念： 锚杆：将拉力传至稳定岩土层的构件。当采用钢绞线或高强钢丝束作杆体材料时，也可称为锚索。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 土层锚杆：锚固于土层中的锚杆。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 由设置于钻孔内、端部伸入稳定土层中的钢筋或钢绞线与孔内注浆体组成的受拉杆体。——《建筑基坑支护技术规程》JGJ 120-99 岩石锚杆：锚固于岩层内的锚杆。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 系统锚杆：为保证边坡整体稳定，在坡体上按一定格式设置的锚杆群。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 为使围岩整体稳定，在隧洞周边上按一定格式布置的锚杆群。——《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001 锚固：利用锚定在洞室围岩或岩体边坡中的锚杆来加固岩体的工程措施。《岩土工程基本术语标准》GB/T 50279-98 锚杆挡墙：用水泥砂浆把钢杆或多股钢丝索等锚固在岩土中作为抗拉构件以保持墙身稳定，支挡土体的挡墙。《岩土工程基本术语标准》GB/T 50279-98 土钉墙：采用土钉加固的基坑侧壁土体与护面组成的支护结构。——《建筑基坑支护技术规程》JGJ 120-99 土钉：是一种基于新奥隧道法原理，在天然边坡或开挖形成的边坡、基坑原位岩土体中近于水平设置加筋杆件并沿坡面设置混凝土面层，使整体土工系统的力学性能得以改善从而提高边坡、基坑稳定性的原位加筋技术。——《岩土工程治理手册》林宗元注编，2005年10月第1版 土钉可被视为小尺寸的被动式锚杆（部份类似于全长粘结型锚杆），分为钻孔注浆钉与击入钉两种，土钉材料为角钢、圆钢、钢筋或钢管。——《岩土锚固技术手册》闫莫明、徐祯祥、苏自约主编。其后二个参与了《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001的编写。 二、区别： 土钉与锚杆不同之处有： 一、受力机理 1）土钉是被动受力，即土体发生一定变形后，土钉才受力，从而阻止土体的继续变形； 2）锚杆是主动受力，即通过对锚杆时间预应力，在基坑未开挖前就限制土体发
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=
锚杆锚索支护安全技术措施
锚杆、锚索支护安全技术措施 1、临时支护： 掘进工作面迎头到永久支护之间应设临时支护，临 时支护也即贴帮柱和护身柱，临时支护应打金属带帽的点柱，排距0.5-0.8m，若顶板破碎可缩小到0.3-0.5m。进行临时支护时要严格 执行敲帮问顶制度，及时清理活矸、危岩。 2、永久支护： 根据该掘进工作面煤层及围岩特征及顶底板类型， 该掘进巷道的永久支护采用锚杆+锚索+金属菱形铁丝网+钢带+托盘，永久支护距掘进工作面的距离不得大于3m。锚杆间排距为 800×800mm呈“四四”排正方形布置，锚索间排距视顶板情况在2000-2500mm范围内布置，两帮采用木锚杆配合木托板并加挂金属菱形网支护，锚杆间距900×800呈矩形布置。 （1）顶锚杆支护：
使用左旋无纵筋高强度螺纹钢锚固锚杆，锚杆规格：Ф×L=16×1800mm，使用两个MLCK2356型树脂锚固剂，钻孔直径 20mm，每排，，靠边两帮煤壁的锚杆安 装角度与垂线成30。安设角锚，其他锚杆垂直于顶板布置，锚杆眼 直径20mm，深1.6-1.8m并配套Ф16圆钢钢带和12号铁丝编织的菱形金属网支护打锚杆使用MQT-110C2型气动锚杆机Ф20mm16mm长 1.0m和1.5m中空内六角钢杆套杆打眼，且用MQT气动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，必须使用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不小于75KN/M2，锚杆外露长度不大于 30mm。
（2）铺网工艺： 在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网规格： L×B=1100×5000mm，金属网平行掘进工作面铺设，网与网搭接重叠不小于100mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接。连接扣间距不大于200mm要铺设平整，贴顶相互要拉紧。 （3）锚索施工： 使用高强度低松驰，预应力钢绞线锚索，钢绞线规格为6000--Ф15.24-7股，其中有效锚固长度5.80-5.85m，外露长度150m-200mm，用3卷MSCK2356型树脂锚固剂，端头锚固，使用MQT-110C2型气动锚杆机Ф20mm16mm长1.0m和1.5m中空内六角内丝，外丝接长钎杆打锚索孔，孔深5.80-5.85m。 （4）锚索安装： a、检查锚索孔深度和锚固剂质量。
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。
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
锚索支护安全技术措施
XX煤矿 采坑北墙锚索支护安全技术措施 二0—六年八月二十九日
采坑北墙锚索支护安全技术措施 一、概述 X爍矿采空区治理一号坑东侧断层处经过实测，煤层宽度均厚17m、长度约50m。按照防灭火设计，计划将现在工作面向下20m煤体挖除。由于此处岩体松散，煤层顶板侧跨度较高，悬顶面积约1400川，顶板侧存在裂隙、冒落等安全隐患，故在挖煤前对悬露顶板进行锚索梁加固支护。 二、施工方案及支护参数 1、支护设计 采用类比法合理选择支护参数：选用1x7丝? 15.24mm锚固力不小于230kN冷拔钢筋，长度12m的锚索加强支护。 锚索支护参数计算： ⑴确定锚索的长度： L二La+Lb+Lc+Ld 式中L----锚索总长度，m La--- 锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m Lb--- 需要悬吊的不稳定岩层厚度，取10m Lc--- 上托盘及锚具的厚度，取0.1m Ld--- 需要外露的张拉长度，取0.3m 锚索锚固长度La按下式确定： La > K X (d1fa/4fc) 式中：K---安全系数，取2
d1--- 锚索钢绞线直径，取15.24mm fa--- 钢绞线抗拉强度，N/m〃(1920MPa,含1883.52N/mn i) fc —锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mrn 贝卩La>(2X 15.24 X 1883.52) /4 X 10=1435.242 1.44m L=1.44+10+0.1+0.3=11.84m 施工取锚索长度为12m ⑵锚索的间、排距校核： L=NF2/ {BHr-(2F1sin 0 )/L1 } 式中L —锚索间排距，m B —巷道最大冒落宽度，正巷3.4m H —巷道冒落高度，按最严重冒落高度取 2.0m r--- 岩体容重，23kN/m3 L1 —排距，2m F1 —锚固力，300kN F2 —锚索极限承载力，15.24mm取335kN, 0—角锚杆与巷道顶板的夹角，67度 通过上述计算，锚索间距小于2.5m布置。根据支护情况，顶板施工锚索加强支护，长度12m,间距为2.0m布置，可满足支护要求。 2、支护参数 锚索选用? 15.24mm钢绞线，长度12m,配套锚索刚性锁头，锚索间距 2m排距2m布置，使用废旧钢轨或11#槽钢加工成长度2.5m的锚索梁，每两根用锚索梁上下联成一体加强支护。锚索采用树脂锚固剂端锚，锚固剂使用ZK2350树脂锚固剂，每根锚索使用不少于4节树脂药卷锚固，锚固长度不小于2m 锚索长度12m采用垂直工作面向上仰角23°钻眼，对岩体的有效锚固
煤矿巷道锚杆支护全参数设计
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
锚杆支护技术管理
锚杆支护技术管理第一节 总则 第1条锚杆、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。 第2条锚杆的种类 根据xx矿区开采的实际情况，规定允许使用的锚杆种类包括以下 6 种: 1、MSGLD-335 等强螺纹钢式树脂锚杆; 2、MSGLW-500 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆，适用于埋深大于 600 米的巷道； 3、MSGLW-600 无纵肋螺纹钢式树脂锚杆（原高强度高韧性抗冲击锚杆）适用于埋深大于 800 米及地压较大的巷道； 4、MSGLD-400/600(X)等强螺纹钢式树脂锚杆（原热轧细牙等强螺纹钢式树脂锚杆），屈服强度 400MPa 适用于埋深不大于 800 米的巷道或埋深大于800 米的巷道两帮；屈服强度 600MPa 及其以上适用于埋深大于 800 米及地压较大的巷道； 5、缝管锚杆（只限于回采巷道护帮或断层破碎带临时支护）; 6、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）； 7、使用本规定以外规格型号的锚杆，必须经过论证、安全性能检验和鉴定，并制定安全措施，报集团公司备案后进行试验。 第3条锚杆的锚固方式 1、端锚：锚杆的锚固长度不大于钻孔长度的1/3。
2、加长锚：树脂锚固段长度介于端锚和全锚之间。 3、全锚：锚杆的锚固长度不小于钻孔长度的90%；水泥锚固段长度为钻孔长度的100%。 一般情况下应采用加长锚；Ⅲ～Ⅴ类煤巷顶板和深部全岩巷道、有冲击地压危险的巷道严禁使用端锚；推广应用全长锚固技术。 第4条锚杆支护材料规格、性能 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MT146.2-2011 要求。 规格说明： MS G L 口—口/口×口(X) （热轧细牙） 杆体长度，mm 杆体公称直径，mm 材料屈服强度，MPa D 代表等强；W 代表无纵 肋螺纹钢式 杆体 树脂锚杆 2、MSGLD-335 等强螺纹钢式树脂锚杆成套外形见图 1，杆体外形见图2，技术性能及外形尺寸规定见表 1、表 2。
最完整的锚杆、锚索、土钉的区别
根据各规范，总结：锚杆、锚索、土钉、锚管 一、锚杆、锚索、土钉、锚管的定义 锚杆：将拉力传至稳定岩土层的构件。当采用钢绞线或高强钢丝束作杆体材料时，也可称为锚索。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 锚索：当锚杆杆体采用高强钢绞线制作的时候可称之为锚索 土层锚杆：锚固于土层中的锚杆。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 由设置于钻孔内、端部伸入稳定土层中的钢筋或钢绞线与孔内注浆体组成的受拉杆体。——《建筑基坑支护技术规程》JGJ 120-99 岩石锚杆：锚固于岩层内的锚杆。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 系统锚杆：为保证边坡整体稳定，在坡体上按一定格式设置的锚杆群。——《建筑边坡工程技术规范》GB50330-2002 为使围岩整体稳定，在隧洞周边上按一定格式布置的锚杆群。——《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001 锚固：利用锚定在洞室围岩或岩体边坡中的锚杆来加固岩体的工程措施。《岩土工程基本术语标准》GB/T 50279-98 锚杆挡墙：用水泥砂浆把钢杆或多股钢丝索等锚固在岩土中作为抗拉构件以保持墙身稳定，支挡土体的挡墙。《岩土工程基本术语标准》GB/T 50279-98 土钉墙：采用土钉加固的基坑侧壁土体与护面组成的支护结构。——《建筑基坑支护技术规程》JGJ 120-99 土钉：是一种基于新奥隧道法原理，在天然边坡或开挖形成的边坡、基坑原位岩土体中近于水平设置加筋杆件并沿坡面设置混凝土面层，使整体土工系统的力学性能得以改善从而提高边坡、基坑稳定性的原位加筋技术。——《岩土工程治理手册》林宗元注编，2005年10月第1版 土钉可被视为小尺寸的被动式锚杆（部份类似于全长粘结型锚杆），分为钻孔注浆钉与击入钉两种，土钉材料为角钢、圆钢、钢筋或钢管。——《岩土锚固技术手册》闫莫明、徐祯祥、苏自约主编。其后二个参与了《锚杆喷射混凝土支护技术规范》GB50086-2001的编写。 锚管：当土钉杆体采用钢花管（就是钢管上面钻出几个注浆孔）的时候可称之为
锚杆支护规范
矿区锚杆支护技术规范 .1 本规范是专门针对潞安矿区现有生产矿井所开采的3#煤层的地质与生产条件而编制的，旨在促进潞安矿区煤巷锚杆支护技术健康发展，为矿井实现安全高效创造良好条件。 1.2 根据《潞安矿区巷道围岩地质力学测试与分类研究报告》和《潞安矿区煤巷锚杆支护成套技术研究》的结论，在潞安矿区的煤巷中可以并应积极推广应用锚杆支护技术。 指导思想是：解放思想，实事求是，因地制宜，积极推广应用。 工作原则是：以科学的理论依据为指导，以严谨的态度抓好设计、施工和管理。 1.3 本规范适用于潞安矿区以锚杆支护作为主要手段的煤巷，包括： (1) 回采巷道（运输巷，回风巷，开切眼，瓦排巷等）； (2) 采区集中巷； (3) 煤层大巷； (4) 各类煤巷交岔点和峒室。 1.4 在进行煤巷锚杆支护设计前，必须有全面、准确、可靠的巷道围岩地质力学参数，包括地应力的大小和方向、围岩强度、围岩结构等。否则，不能进行锚杆支护设计。 1.5 煤巷锚杆支护设计采用动态信息设计法。设计是一个动态过程，充分利用每个过程提供的信息。设计应严格按五个步骤进行，即巷道调查和地质力学评估、初始设计、井下施工与监测、信息反馈分析和修正设计、日常监测。 1.6 煤巷锚杆支护材料的尺寸规格、力学性能与产品质量必须满足锚杆支护设计的要求，并符合煤矿安全有关规定。否则，不能下井使用。 1.7 煤巷锚杆支护施工应严格按照设计和作业规程要求进行，确保施工质量。 1.8 与煤巷锚杆支护技术有关的各级管理和技术人员，以及操作工人，都应进行锚杆支护技术培训。 1.9 本规范未涉及的煤巷锚杆支护技术问题，应按煤炭行业有关规定执行。 第二章巷道围岩地质力学评估与现场调查 2.1 巷道围岩地质力学评估与现场调查是煤巷锚杆支护设计的基础依据和先决条件，必须在进行支护设计之前完成。 2.2 地质力学评估与现场调查首先应确定评估与调查的区域，考虑巷道服务期间影响支护系统的所有因素，随后的锚杆支护设计应该限定在这个区域内。 2.3 地质力学评估与现场调查主要包括以下内容 (1) 巷道围岩岩性与强度 煤层厚度、倾角和强度；顶、底板各岩层的岩性、厚度、倾角和强度。 (2) 围岩结构与地质构造 巷道围岩内节理、裂隙等不连续面的分布，对围岩完整性的影响；巷道附近较大断层、褶曲等地质构造与巷道的位置关系，以及对巷道围岩稳定性的影响程度。 (3) 地应力
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。
锚索支护安全技术措施
锚索支护安全技术措施一、概述 ××煤矿采空区治理一号坑东侧断层处经过实测，煤层宽度均厚17m、长度约50m。按照防灭火设计，计划将现在工作面向下20m煤体挖除。由于此处岩体松散，煤层顶板侧跨度较高，悬顶面积约1400㎡，顶 板侧存在裂隙、冒落等安全隐患，故在挖煤前对悬露顶板进行锚索 梁加固支护。 二、施工方案及支护参数 1、支护设计 采用类比法合理选择支护参数：选用1x7丝φ15.24mm，锚固力不小于230kN冷拔钢筋,长度12m的锚索加强支护。 锚索支护参数计算：
⑴确定锚索的长度： L=La+Lb+Lc+Ld 式中L----锚索总长度，m La---锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，m Lb---需要悬吊的不稳定岩层厚度，取10m Lc---上托盘及锚具的厚度，取0.1m Ld---需要外露的张拉长度，取0.3m 锚索锚固长度La按下式确定： La≥K×(d1fa/4fc)
式中：K---安全系数，取2 d1---锚索钢绞线直径，取15.24mm fa---钢绞线抗拉强度，N/m㎡(1920MPa,含1883.52N/mm2) fc-锚索与锚固剂的粘合强度，取10N/mm2 则La≥（2×15.24×1883.52）/4×10=1435.242㎜≈1.44m L=1.44+10+0.1+0.3=11.84m施工取锚索长度为12m。 ⑵锚索的间、排距校核: L=NF2/｛BHr-(2F1sinθ)/L1｝
式中L-锚索间排距，m B-巷道最大冒落宽度，正巷3.4m H-巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m r---岩体容重，23kN/m3 L1-排距，2m F1-锚固力，300kN F2-锚索极限承载力，15.24mm取335kN， θ-角锚杆与巷道顶板的夹角，67度
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；