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拉力型锚杆有效支护长度

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

锚杆支护及其分类

行业资料：________ 锚杆支护及其分类单位：______________________ 部门：______________________ 日期：______年_____月_____日第1 页共8 页

锚杆支护及其分类锚杆支护实质上是把锚杆安装在巷道的围岩中，使层状的、软质的岩体以不同的形态得到加固，形成完整的支护结构，提供一定的支护抗力，共同阻抗其外部围岩的位移和变形。 (1)木锚杆。我国使用的木锚杆有两种，即普通木锚杆和压缩木锚杆。 (2)钢筋或钢丝绳砂浆锚杆。以水泥砂桨作为锚杆与围岩的粘结剂。 (3)倒楔式金属锚杆。这种锚杆曾经是使用最为广泛的锚杆形式之一。由于它加工简单，安装方便，具有一定的锚固力，因此这种锚杆在一定范围内至今还在使用。 (4)管缝式锚杆。是一种全长摩擦锚固式锚杆。这种锚杆具有安装简单、锚固可靠、初锚力大、长时锚固力随围岩移动而增长等特点。 (5)树脂锚杆。用树脂作为锚杆的粘结剂，成本较高。 (6)快硬膨胀水泥锚杆。采用普通硅酸盐水泥或矿渣硅酸盐水泥加入外加剂而成，具有速凝、早强、减水、膨胀等特点。 (7)双快水泥锚杆。是由成品早强水泥和双快水泥按一定比例混合而成的。具有快硬快凝、早强的特点。锚杆支护安全技术操作规程第1条本规程适用于各类煤矿在掘进工作面从事锚杆支护作业的人员。第 2 页共 8 页

第2条锚杆支护基本支护形式是指巷道单体锚杆支护、锚网支护、锚网带（梁）支护。其他支护形式参照基本支护形式执行。上岗条件第3条锚杆支护工必须经过专门培训、考试合格后，方可上岗。第4条锚杆支护工必须掌握作业规程中规定的巷道断面、支护形式和支护技术参数和质量标准等；熟练使用作业工具，并能进行检查和保养。安全规定第5条在支护前和支护过程中要敲帮问顶，及时摘除危岩悬矸。 1.应由两名有经验的人员担任这项工作，一人敲帮问顶，一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点，观察人应站在找顶人的侧后面，并保证退路畅通。 2.敲帮问顶应从有完好支护的地点开始，由外向里，先顶部后两帮依次进行，敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。 3.用长把工具敲帮问顶时，应防止煤矸顺杆而下伤人。 4.顶帮遇到大块断裂煤矸或煤矸离层时。应首先设置临时支护，保证安全后，再顺着裂隙、层理敲帮问顶，不得强挖硬刨。第6条严禁空顶作业，临时支护要紧跟工作面，其支护形式、规格、数量、使用方法必需在作业规程中规定。放炮前最大空顶距不大于锚杆排距，放炮后最大空顶距不大于锚杆排距+循环进度。第7条煤巷两帮打锚杆前用手镐刷至硬煤，并保持煤帮平整。第8条严禁使用不符合规定的支护材料： 1.不符合作业规程规定的锚杆和配套材料及严重锈蚀、变形、弯曲、径缩的锚杆杆体。第 3 页共 8 页

巷道锚杆支护管理规定

新光集团有限公司新司发[2007]56号文巷道锚杆支护管理规定第一章总则第1条为提高锚杆支护巷道的施工质量，保证支护效果，实现安全施工，特依据《煤矿安全规程》、上级有关规定、矿区近年锚杆支护实践制定本规定。第2条各单位必须建立完善锚杆支护管理责任制，建立健全锚杆支护巷道质量保证体系。明确从班组、区队到矿井的各级管理责任，并落实到人，实现全方位、全过程的安全管理。第3条各单位必须加强对锚杆支护的过程控制及各环节的管理。地测、技术、物管、区队等单位要分工负责、协调配合，切实做好地质资料提供、支护设计、施工机具和材料的供应、质量控制、监测监控、后路级护、支护效果分析、缺陷改正等工作。第4条各单位必须对管理人员、技术人员及操作工人进行锚杆支护的技术培训。第5条各单位要依靠技术进步，结合生产实际，积极推广应用新技术、新装备、新材料、新工艺，不断提高锚杆支护水平。第6条各单位必须严格贯彻执行本规定。本规定未涉及的内容，按上级及集团公司有关规定执行。第二章锚杆支护设计第7条锚杆支护设计前，首先要做好地质力学评估工作。内容包括：现场地质条件调查，巷道围岩力学性质测定，围岩应力测定及短锚杆拨拉试验等。以判断其可锚性及支护难易程度，为围岩分类提供一份全面的地质力学资料。并对类似地质条件已掘巷道的支护状况进行分析，有关地质资料、图纸齐全。第8条煤锚支护设计过程应遵循巷道围岩分类→初步设计→监测分析→优化设计的程序。做到围岩分类准确、设计科学合理。第9条要贯彻“动态设计”的思想，不能生搬硬套已有设计。根据具体地质条件的不同，同一矿井、同一煤层、同一巷道的不同区域、不同地段，可选择不同的支护形式和参数。第10条锚杆初步设计基本原则： 1、巷道应尽量采用矩形断面，在满足通风、运输、行人的前提下，巷道

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

巷道锚杆支护安全技术措施(正式)

编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 巷道锚杆支护安全技术措施(正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑

文件编号：KG-AO-3226-87 巷道锚杆支护安全技术措施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。根据我矿工作安排，决定对C8运输顺槽掘进巷道、C8回风顺槽掘进巷道和采区回风巷道进行锚杆喷浆支护。特制定本安全技术措施。一、锚杆机操作 1、检修锚杆机时必须退至安全地点。 2、按规定数量、型号、周期注油换油；按规定进行油脂过滤；定期清洗液压系统过滤器；严禁用普通棉纱擦试液压元件。 3、打锚杆时，严禁将手放在钻臂防护板与顶板之间，严禁用钻杆或其他物品硬顶锚杆。 4、液压泵工作期间，两钻臂及工作范围内严禁有人；严禁在钻箱和钻臂上爬站。 5、两站摆动时既不能碰撞两帮，也不能靠的太近，

以免钻架相互碰撞。 6、锚杆机工作过程中遇到紧急情况时，必须立即停机。 7、施工中如遇顶板出现淋水或淋水加大、围岩层（节）理发育、突发性片帮掉碴、巷道不易成形、钻孔速度异常、放煤炮顶底板及两帮移近量增加显著等到情况，应立即停止作业，向有关领导及管理部门汇报，并采取加强支护措施，必要时应立即撤出人员。二、锚杆安装 1、卸下钻杆，安装带托盘及快速预紧力螺母的锚杆，操纵钻机给进阀杆，将锚杆升起使锚杆端头距钻孔口约一卷树脂固剂的长度。 2、按作业规程规定的规格、数量、顺序将锚固剂首尾相接装入钻孔。 3、操纵钻机给进阀杆推动锚杆，使锚杆端头顶住最后一卷锚固剂尾部，将锚固剂缓慢送入孔底。 4、旋转锚杆将其推到孔底位置，达到规定的搅拌

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

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。

锚杆支护巷道管理制度示范文本

锚杆支护巷道管理制度示范文本 In The Actual Work Production Management, In Order To Ensure The Smooth Progress Of The Process, And Consider The Relationship Between Each Link, The Specific Requirements Of Each Link To Achieve Risk Control And Planning 某某管理中心 XX年XX月

锚杆支护巷道管理制度示范文本使用指引：此管理制度资料应用在实际工作生产管理中为了保障过程顺利推进，同时考虑各个环节之间的关系，每个环节实现的具体要求而进行的风险控制与规划，并将危害降低到最小，文档经过下载可进行自定义修改，请根据实际需求进行调整与使用。开拓巷道普遍推广和应用了锚杆支护工艺,取得了良好的支护效果,为了从技术上保证锚杆支护的可靠性和安全性, 加强巷道维护,使巷道支护达到标准化标准,特制定锚杆支护巷道管理制度 1．锚杆巷道的测试结果，技术人员必须填写测试台帐，及时汇报测试结果。 2．锚杆的锚固力及扭矩，施工队每天测试一次（20 根一组），每组测试不少于3根（顶部2根，帮1根）由施工员监督，做好测试记录，每天将测试记录汇报生产技术科一次。 3．锚杆测试标准为顶锚杆固力不少于70kN，帮锚杆固力不少于50KN，岩石锚杆扭矩不小于（9#煤

10kg/m,，15#煤12kg/m）锚杆的外露长度自托板到螺母外不超过50mm。 4．现场锚杆实行标签管理。每排顶锚杆对锚固力和扭矩测试选1根贴标签，每排帮锚杆对锚固力和扭矩测试后选1根贴标签。贴标签工作由每班的带班长负责。 5．锚杆的测试结果由部门负责人每周汇总后报生产技术科一份，并由生产技术科和安全科每月对锚杆的锚固力，扭矩进行抽查，锚杆的锚固力，扭矩不得小于设计值的90%，否则该锚杆为不合格，合格率达不到100%时，各施工队组必须全部重新锚固。请在此位置输入品牌名/标语/slogan Please Enter The Brand Name / Slogan / Slogan In This Position, Such As Foonsion

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

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