锚杆参数计算
锚杆(锚索)长度、间排距、参数计算公式(精)
h——载荷体高度，m，按自然平衡拱理论，沿巷道单位长度吊挂载荷计算方法，计算载荷体高度 h=B/（2f）=0.5 ——岩层倾角，30 度。
1 锚索排距的计算需要锚索承载的有潜在跨落趋势的围岩载荷为 W bB式中： B——巷道跨度，m；——破坏区煤岩体容重，KN/m3 b——锚索排距，m。
——顶板破坏高度，m。
(2潜在危岩在下滑趋势时的摩擦阻力 f，即 f 2b phu 2
Bb phu 式中： u——内摩擦系数； Ph——作用滑移面上的水平应力，KN; Ph
式中：（。
）——内摩擦角，则 tg 2 (45 2 2 f (b B 2tg tg 2 (45 2 （2）求锚索的排距。
根据锚索的屈服载荷 Y1，按每排安装 n 根锚索考虑，有 nY1=W-Ff 式中： Y1——锚索的屈服载荷，KN。
6
nY1 B 2tg tg 2 (45 2 b 2 [ B tg tg (45 ] 2 1 悬吊载荷高度的确定（1）按拱形冒落高度确定 h式中： h——载荷体高度； B——巷道跨度； f——坚固性系数；（2）按三角形冒落计算 B 2f h B 式中：—经验系数（3）按关键层理论计算 h hi 式中：hi——关键层下各软弱分层厚度。
2 锚固段长度的确定锚固段长度的确定原则是保证锚固段的粘锚
力与锚索的极限抗拉载荷相匹配。
通常，在可可锚岩层中，锚固段长度不小于1.5m 时即可满足这一要求。
3 沿巷道单位长度悬吊载荷的确定（1）按拱形冒落确定 2 Q hB 3 式中：—平均容重。
（2）按三角形冒落确定 1 Q hB 2 7
（3）按关键层理论确定 Q hB 8。
巷道支护理论计算
各种理论计算方法一、按悬吊理论计算锚杆参数适用于层状岩层，平顶巷道顶板锚杆；距离顶板周边往上1-1.5m 处最好有一层厚度大于2m 的坚固稳定老顶；上述范围没有老顶时，公式仍可套用。
1、锚杆长度计算：L=L 1+L 2+L 3式中 L ——锚杆长度，cm ；L 1——锚杆外露长度，为垫板厚度+螺母厚+0.3mm ；cmL 2——破碎直接顶厚度，一般按经验取0.4m ；L 3——锚杆伸入老顶长度，按经验取≥0.30m ，或按锚固粘结力（πd τL 3）等于锚杆拉断承载力（πd 2σ/4）估算，其中：当f ≥3时，L 2=B，当f ≤2时，式中B ——巷道开掘宽度，m ；f ——岩石坚固系数。
H ——巷道掘进高度，mφ——两帮岩层的似内摩擦角。
D ——为锚杆直径，τ——为锚固剂与锚杆粘结强度，MPaσ——为锚杆抗拉强度，MPa 。
2、锚固力Q ：锚杆锚固力应等于杆体承载力，杆体能承载平均作用范围内岩石的重力。
Q =π(d/2)2σ=kab γL 2式中：σ——锚杆抗拉强度，MPad ——杆体直径k ——安全系数，取1.5-1.8a ——锚杆间距b ——锚杆排距γ——岩体容重L 2——巷道顶板破碎带高度。
3、锚杆间距、排距计算：设计令间距、排距均为a ，则a=（Q/K L 2γ）1/2式中α——锚杆间排距，m ；Q ——锚杆设计锚固力，150KN/根L 2——冒落拱高度，取0.25m ；γ——被悬吊岩石的重力密度，取27KN/m ³；K ——安全系数，一般取1.5-1.8。
4、混凝土喷层厚度t根据锚杆喷射混凝土支护技术规范，喷射混凝土支护厚度，最小不应小于50mm ，时。
2≤f最大不应超过200mm，结合我矿工程地质条件和已有巷道支护情况，喷射混凝土厚度设计为120mm。
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)长度、间排距、参数计算公式
1 Q hB 2
7
（3） 按关键层理论确定
Q hB
8
6
nY1 B 2tg tg 2 (45 ) 2 b 2 [ B tg tg (45 )] 2
1 悬吊载荷高度的确定
（1）按拱形冒落高度确定
h
式中： h——载荷体高度； B——巷道跨度； f——坚固性系数； （2）按三角形冒落计算
B 2f
h B
式中： —经验系数 （3）按关键层理论计算
式中： u——内摩擦系数； Ph——作用滑移面上的水平应力，KN;
Ph
式中： （。 ） ——内摩擦角， 则
tg 2 (45 ) 2 2
f (b B) 2tg tg 2 (45
2
（2） 求锚索的排距。根据锚索的屈服载荷 Y1，按每排安装 n 根锚索考虑， 有 nY1=W-Ff 式中： Y1——锚索的屈服载荷，KN。
——岩层倾角，取 30，
（2）帮锚杆间排距的计算 行帮支护所需提供的最大支撑力为
3max r{d H tan （45 - / 2) fH }tan 2 (45 - / 2) / f
为保持巷帮不失稳，则支护体提供的支护力 P 3max ，则锚杆的间距为： a1=Q/(b1K1 3max ) 式中： Q——帮锚杆锚固力 Q，取 40KN； a1——帮锚杆的间距，m； b1——帮锚杆排距，m； r——煤的容重，KN/m3，取 13.1； d——巷道半宽，m，取 1.5m；
h hi
式中：hi——关键层下各软弱分层厚度。
2 锚固段长度的确定
锚固段长度的确定原则是保证锚固段的粘锚力与锚索的极限抗拉载荷相匹 配。通常，在可可锚岩层中，锚固段长度不小于 1.5m 时即可满足这一要求。 3 沿巷道单位长度悬吊载荷的确定 （1） 按拱形冒落确定
支护参数计算
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。
锚杆参数计算
单个锚杆轴向拉力设计值计算
滑动面内摩擦角 Φ=
滑坡体剩余下滑力 E= 锚杆垂直于滑动方向的间距 la= 锚杆倾角 β= 滑动面与锚杆相交处滑动面倾角 α= 锚杆沿滑动面方向的排数 ns=
锚杆钢筋直径计算
永久性锚杆取0.7 锚杆工作条件系数 ζ3=
工程结构重要性系数γ0=
锚杆抗拉强度设计值 fy=
永久性锚杆取1.0 锚固体与地层粘结工作条件系数 ζ1= 锚固体直径 d= 地层与锚固体粘结强度特征值 frb=
计算公式
1 0.03
650
lm
Nt 1df rb
= 2.07
锚杆钢筋与锚固砂浆间的锚固长度计算 永久性锚杆取0.9 锚杆与砂浆粘结强度工作系数 ζ2=
锚杆钢筋直径 ds= 钢筋与锚固砂浆粘结强度设计值 fb=
计算公式
0.9 0.03 2400
l sa
0 Nt 2d s fb
= 0.69
锚杆最经济倾角计算
滑动面倾角 θ= 滑动面内摩
450
2
＝4
ns
使用年限 T＝
取0.04m/年
锚杆钢材年锈蚀量 δ=
一根锚杆钢筋总根数 n＝
12
计算公 式：
850 2 4
Nt
sin
El a
tan cos
ns
55
= 135.4558
18
0.5
0.7 计算公式
1.1 310 50
ds 2
1000 0 Nt nf y3
T
0.04
= 31.56789
1
锚固体与地层锚固长度计算
(完整版)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 。
支护参数计算
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。
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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。
L1≥Kd1f a/4f c
其中： K---------安全系数，取K=2；
d1---------锚索钢绞线直径，取φ17.8mm；
f a---------钢绞线抗拉强度，查得1860MPa；
f c---------锚索与锚固剂粘合强度，取10N/mm²
则：L1≥2*17.8*1860/4*10=1655.4
计算得出L1≥1655mm，L1取2.0m
则锚索长度为L= L1+L2+L3+L4=2.0m+2.5m+0.15m+0.25m=4.9m，因此锚索长度取5.0m。
结论3：锚索长度确定为5.0m
四、锚索间排距确定
锚索间排距计算公式为：
3[ δa ] 3*3200
S=------------=---------=5.3m
4a2rk 4*32*25*2
式中：a：巷道宽度；取3m
r:上覆岩层平均体积质量KN/m3，取25
k:安全系数；取2
δa：单根锚索极限破断力；KN,取3200
结论4：锚索间排距确定为5.0m。