同煤集团巷道支护理论计算设计方法(初稿)
巷道支护参数计算
巷道支护参数计算
巷道支护是指在煤矿巷道或其他地下工程施工中，为了保证巷道的稳定和安全，采取一系列支护措施的工程技术。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要内容之一，主要包括巷道支护结构的尺寸、材料的选用、力学参数的计算等。
1.巷道尺寸计算：巷道的尺寸设计需要考虑到巷道的功能、使用要求以及巷道的地质条件等因素。
一般来说，巷道的宽度和高度是根据采用的支护方式和设备的尺寸要求来确定的。
同时，根据巷道的用途和方向，还需要计算巷道的坡度和曲率等参数。
2.巷道支护结构的尺寸计算：巷道支护结构的尺寸计算主要包括顶板支护、侧墙支护和底板支护等方面。
其中，顶板支护一般采用钢拱或钢骨支护，需要考虑到巷道的跨度、顶板岩层的厚度和强度等因素；侧墙支护一般采用锚杆和锚网，需要计算支护锚杆的数量和间距；底板支护一般采用钢架和木帮支护，需要计算底板支护的层数和尺寸等。
3.巷道支护材料的选用：巷道支护材料的选用主要根据巷道的地质条件、支护方式和使用要求来确定。
一般来说，巷道的顶板支护可以选用钢拱、钢梁或钢筋混凝土等材料；侧墙支护可以选用锚杆、锚网或喷锚混凝土等材料；底板支护可以选用钢架、木帮或钢筋混凝土等材料。
4.巷道支护力学参数的计算：巷道支护力学参数的计算主要包括支护结构的受力分析和稳定性计算。
支护结构的受力分析需要考虑到巷道的荷载、支护结构的刚度和强度等因素；巷道的稳定性计算需要考虑到巷道的围岩压力、岩层的强度和延性等参数。
在进行巷道支护参数计算时，需要根据具体的工程情况和设计要求，结合实际的地质条件和施工要求，采用合理的计算方法和参数值。
巷道支护参数计算是巷道支护设计的重要环节，只有通过合理的计算和设计，才能确保巷道的稳定和安全。
煤矿巷道支护设计及施工工艺
支护设计一、巷道断面巷道断面直墙半圆拱型，净下宽：3.6m，净高：3.0m，净断面：9.4㎡,掘进下宽：3.8m，掘进中高：3.1m，掘进断面：10.6㎡。
二、支护方式（一）、永久支护巷道永久支护方式采用锚网喷，巷道交叉口、岩层松软、过断层等地段采用锚网喷+锚索支护。
按悬吊理论计算锚杆参数：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，m；K---安全系数，一般K=2；L1---锚杆锚进稳定岩层的深度，一般按0.5m；L2---锚杆的外露长度，一般取0.1m；其中：H=B/2f=3.8/(2×3)=0.63B---巷道掘进宽度，取3.8m；f---岩石坚固系数，取3；K---安全系数，一般K=2；则：L=2×0.63+0.5+0.1=1.862、锚杆间距、排距计算：设计时间距、排距均为a，则a=［Q/KHγ］1/2=1.02式中 a---锚杆间排距，m；Q---锚杆设计锚固力，64kN/根；H---冒落拱高度，0.63m；γ---被悬吊砂岩的密度，取25kN/m³；K---安全系数，一般K=2；通过以上计算，选用直径20mm螺纹钢树脂锚杆，长度为2.0m，锚杆间、排距为 0.9m。
网片采用钢筋网，相邻网片要压茬连接，搭接长度不小于100mm。
爆破前锚网支护距迎头不大于0.7m，炮后不大于2.4m。
围岩性较好时，采用先锚后喷的方式；围岩稳定性较差是，锚杆间、排距应适当缩小，并要先及时喷射混凝土，喷浆厚度不小于30mm，然后打设锚杆，复喷必须达到设计厚度。
初喷距工作面不超过5m，复喷距工作面不超过10m。
洒水养护时间不少于28天。
（二）、临时支护1、由于锚杆机手柄长度为1.3m，锚杆间距为0.9m，因此，在炮后及时进行敲帮问顶，然后操作人员站在支护完好的地点打设顶锚杆作为临时支护。
2、初喷工作面作临时支护。
炮后及时找掉，冲刷巷帮后立即进行初喷，初喷厚度不小于30mm，喷体初凝20min后，施工人员方可进入迎头。
同煤集团虎龙沟煤矿巷道支护优化技术探析
屈服 强 度 ：大 于 １６ Ｍｐ ，抗 拉 载 荷 ０ ａ ８ 大于 ２ 吨 。 ３
采用全锚索 、喷浆支护 ，锚索长度为 ８ ｍ、
１ｍ、１ｍ等规格 ，锚索 间排距为 ｌ ０ ２ ｍ。
配件 ：锁具 、球垫圈 、加 强管 、鸟窝
等；
２ ５ 层东轨道大巷现有 的支护 ＃ 体系存在 的主要 问题
（ ）支 护 体 系 不 匹 配 ：由 于 采 用 的锚 １ 索 的破 断 力 为 ２ 吨 ， ３ 但是 锚 索托 盘的 强 度
发生 “ 盘 ”现 象 。 现场 施 工 人 员 反映 ， 翻 据 锚 索 的 锚 固 力难 以 达 到 锚 索 的 破 断 力 ， 应 进 一 试验确定 。 步
托 盘： ０ ２ ０×２ ０×１ ｍｒ 高强托盘 ， ０ ０ ｎ
托 盘 强 度大 干 ３ 吨 。 Ｏ 锚 固 剂 ：每 套 锚索 采 用 三 支 Ｋ２ ５ 的 ３０ ４ ３ 面 控 制 材料 参数 ．表
中，应提 高辅助支护的强度 ，增加 巷道表
面的 支护 效 果 。
快速树 脂药卷。 ＃ 明 显不 足 ，井 下表 现为 多 个锚 素 托 盘 很 快 ４ ５ 层东轨道大巷支护参数的
杂 ，在 煤 层上 部 有 火 成 岩 侵 入 现 象 。 由于 火 成 岩 的 侵 入 ，对 煤 层 的 破 坏 比 较 严 重 ，
造成大面积火成岩床 ， 在煤层上部形成厚
度 不均 的变 质带 。 ５ 层 东 轨 道 大 巷 原 设 计 沿 煤 层 底 板 ＃ 留硬 煤 顶掘 进 ，东 轨 道 大 巷 断 面 为矩 形 ， 其荒断面宽为 ５ ｍ、高 为 ３ ５ ．ｍ。大 巷 现 在
火成岩床 ， 在煤层上部形成厚度不均的 变 质 带 ， 巷 道 支护 带 来 困 难 ， 过 技 术 优 给 通 化 ，采用快 装锚杆 支护 ，使锚杆 、锚索真
支护理论计算方法
支护理论计算方法1、按悬吊理论 (1)锚杆长度 L，L=L1+L2+L3 =50+1000+300=1350mm式中：L1——锚杆外露长度 L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm L3——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(d2σ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L0=Nn/2kra L2 =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/ m3 a——1/2 巷道掘进宽度 m2、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 2.8r ——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 bb=(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。
巷道支护
三，确定巷道设计掘进断面尺寸和计算掘进尺寸（一）选择支护参数采用锚喷支护，根据巷道净宽 3.6m，穿过中等稳定岩层即属Ⅲ类围岩，服务年限大于20年等条件，确定选用锚固可靠，锚固力大并能快速安装的树脂锚杆。
锚杆杆体为∮20mm螺纹钢，每个孔安装两个树脂，药卷，锚固长度≥700,mm，设计锚杆预紧力≥120KN。
锚杆长度2.0m，呈方形不知，其间排距0.8×0.8m。
锚杆托板为10mm厚，120×120mm的拱形托板。
喷射混凝土设计厚度T1=100mm，设计强度为C18，分两次喷射，每次各喷50mm厚。
故支护厚度T=T1=100mm。
巷道局部需要加强支护地段，再首次喷射50mm厚混凝土候铺设∮6mm的钢筋网，网格尺寸为100mm×100mm，形成锚喷网联合支护。
（二）选择道床参数根据巷道通过运输设备，已选用30kg/m钢轨，其道床参数hc，hb分别为410mm和220mm，道砟面至轨面高度ha=hc-hb=410-220=190mm。
采用钢筋混凝土轨枕。
（三）确定轨道掘进断面尺寸由表3——7计算公式得：巷道设计掘进宽度B1=B+2T=3600+2×100=3800mm巷道计算掘进宽度B2=B1+2§=3800+2×75=3950mm巷道设计掘进高度H1=H+hb+T=3400+220+100=3720mm巷道计算掘进高度H2=H1+§=3720+75=3795mm巷道设计掘进断面面积S1=B1（0.39B1+h3）=3800（0.39×3800+1820）=12547600mm²。
取S1=12.55m²。
巷道计算掘进断面面积S2=B1（0.39B2+h3）=3950（0.39B1（0.39B1+h3）3950+1820）=13273975mm²。
取S2=13.27²。
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。
煤矿巷道掘进支护设计
煤矿巷道掘进支护设计首先，根据地质条件选择支护方式。
常见的支护方式有喷锚支护、锚杆支护、锚索网支护等。
根据地质条件的不同，选择适合的支护方式可以提高支护效果。
比如在地质条件较差的地区，可以选择喷锚支护，利用高压水泥浆喷涂在巷道壁上形成坚固的支护层；而在地质条件较好的地区，可以选择锚杆支护，通过将锚杆固定在巷道壁上来增强其稳定性。
其次，考虑巷道尺寸确定支护方式的细节设计。
巷道的高度、宽度和坡度等尺寸参数会影响支护设计的具体要求。
通常情况下，巷道的高度和宽度应满足安全规定，并考虑到运输设备和材料输送的需要。
此外，巷道的坡度也需要合理设计，以避免因过大坡度导致的支护问题。
根据巷道尺寸，可以选择相应的支护材料，如可选择砂浆、钢筋和钢板等材料。
然后，考虑支护材料的可行性和经济性。
支护材料的选择要考虑其可行性和经济性，以确保巷道的安全性和效益。
在选择支护材料时，需要考虑材料的强度、耐久性、耐腐蚀性以及施工和维护的便利性等方面。
此外，还需要考虑材料的成本，选择性价比较高的材料，避免支出过多。
最后，需要在设计中考虑运输条件。
掘进巷道进行支护设计时，需要考虑后期运输设备和材料输送的要求。
比如，在巷道设计中预留足够的运输空间和设备安装空间，以便将来运输和设备的顺利进行。
总之，煤矿巷道掘进支护设计是确保巷道稳定和安全的重要一环。
在设计过程中，需要综合考虑地质条件、巷道尺寸、支护材料可行性和经济性以及运输条件等因素，选择合适的支护方式和材料，并合理设计巷道尺寸和支护细节，以确保掘进巷道的安全和可靠。
大同煤矿集团有限责任公司巷道支护技术规范(试行)0909
大同煤矿集团有限责任公司巷道锚杆支护技术规范（试行）大同煤矿集团有限责任公司2015年9月1总则1.1本规范针对大同煤矿集团有限责任公司（以下简称同煤集团）大同矿区现有生产矿井开采的侏罗系、石炭系煤层地质与生产条件编制，旨在促进下属各煤矿巷道锚杆支护技术的发展，为实现安全、高效、绿色开采创造良好条件。
1.2本规范适用于同煤集团大同矿区侏罗系及石炭系煤层煤巷及半煤岩巷。
1.3与锚杆支护技术有关的各级管理、技术人员、操作工人以及安全监察人员，都应进行锚杆支护技术培训。
1.4坚持科学态度，依靠科技进步，高度重视锚杆支护的技术问题，积极推广应用新技术、新工艺、新机具、新材料。
1.5本规范未涉及的有关技术，应按国家及煤矿安全监察局等上级部门的有关规定执行，同煤集团原有关规定与本规范相抵触的，以本规范为准。
2巷道围岩地质力学评估及稳定性分级2.1巷道围岩地质力学评估与稳定性分级是锚杆支护设计、施工与管理的基础依据，锚杆支护设计之前应完成巷道围岩地质力学评估及稳定性分级。
2.2巷道围岩地质力学评估与稳定性分级首先应确定评估区域，且锚杆支护设计应该限定在这个区域内，应考虑巷道服务期间影响支护稳定性的主要因素。
2.3巷道围岩地质力学评估主要内容（1）巷道围岩岩性与强度。
包括巷道所在煤岩层及顶、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。
包括巷道围岩内节理、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及其对巷道围岩稳定性的影响程度。
（3）地应力。
包括巷道原岩应力的大小和方向、与巷道轴线的夹角，采动对巷道围岩应力的影响程度。
（4）环境影响。
包括巷道水文地质条件、涌水量、瓦斯涌出量对围岩强度的影响程度以及围岩的风化特性等。
（5）锚杆锚固力。
施工采用的锚杆，宜以端部锚固的方式进行拉拔试验，锚固力满足设计要求时，方能在井下使用。
2.4巷道围岩地质力学参数的测点应具有代表性，应能最大程度地反映整个巷道围岩地质力学评估与稳定性分级限定区域的情况。
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同煤集团巷道支护理论计算设计方法（初稿）生产技术部2009年8月前言煤矿巷道支护有架棚、料石砌雀、锚杆等一系列支护形式，架棚和料石砌雀等支护是被动支护，由于成本髙、进度慢、消耗体力大、支护效果差等原因逐渐被淘汰。
而锚杆支护在煤矿巷道支护中占主导地位，是唯一能实现安全、快速、经济的一种支护形式。
现在无论在国内还是国外，煤矿巷道都优先采用锚杆支护, 锚杆支护已成为巷道支护发展的方向。
支护设计是巷道支护中的一项关键技术，对充分发挥锚杆支护的优越性和保证巷道安全具有十分重要的意义。
如果支护形式和参数选择不合理，就会造成两个极端：其一是支护强度太高，不仅浪费支护材料，而且影响掘进进度；其二是支护强度不够，不能有效控制围岩变形，出现冒顶事故。
目前，国內外锚杆支护设计方法主要分为三大类：工程类比法、理论计算法和数值模拟法。
工程类比法包括：根据已有的巷道工程，通过类比提出新建工程的支护设计；通过巷道围岩稳定性分类提出支护设计；采用简单的经验公式确定支护设计。
理论计算法基于某种锚杆支护理论，如悬吊理论、组合梁理论及加固拱理论, 计算得出锚杆支护参数。
由于各种支护理论都存在着一定的局限性和使用条件，而且很难比较准确、可靠地确定计算所需要的一些参数。
因此，依据理论计算所做的设计结果很多情况下只能作为参考。
随着数值计算方法在采矿工程中的大量应用，采用数值模拟法进行锚杆支护设计也得到了较快发展。
与其他设计方法相比，数值模拟法具有多方面的优点，如可模拟复杂围岩条件、边界条件和各种断面形状巷道的应力场与位移场；可快速进行多方案比较，分析各因素对巷道支护效果的影响；模拟结果直观、形象，便于处理与分析等。
数值模拟法已经在美国、澳大利亚及英国等锚杆支护技术先进的国家得到广泛应用。
如澳大利亚锚杆支护设计方法就是在巷道围岩地质力学测试与评估的基础上，釆用数值模拟分析结合其他方法提出锚杆支护初始设计，然后进行井下监测，根据监测数据验证、修改和完善初始设计。
尽管数值模拟法还存在很多问题，如很难合理地确定计算所需的一些参数，模型很难全面反映井下巷道状况，导致计算结果与巷道实际情况相差较大。
但是，数值模拟法作为一种有前途的设计方法，经过不断的改进和发展，会逐步接近于实际。
近10年来，我国在锚杆支护设计方法方面做了大量工作。
在借鉴国外先进设计方法的基础上，结合我国煤矿巷道的特点，提出动态化、信息化的设计方法, 符合煤矿巷道地质条件复杂性、多变性的特点。
这种设计方法已经在多个矿区得到推广应用，锚杆支护设计的可靠性、合理性和科学性得到显著提高。
同煤集团的巷道支护技术相对落后，工程技术人员的理论基础知识和实践经验存在一定差距，现在根本无法用数值模拟法进行巷道支护设计，只能采用理论计算法进行巷道支护设计，但是各矿选用的计算公式五花八门，不规范、不统一。
为了规范巷道支护设计，生产技术部组织人员编写了“同煤集团巷道支护理论计算设计方法”，仅供参考。
生产技术部2009年8月目录第一部分有伪顶巷道支护设计（5）第二部分自然平衡拱顶板支护设计（7）第三部分复合层顶板支护设计（9）第四部分一般放顶煤巷道支护设计（12）第五部分特厚放顶煤巷道支护设计（14）第六部分极近距离煤层巷道支护设计（17）第七部分岩石拱形巷道支护设计方法（20） t第八部分计算参数的修正 (21)第九部分支护设计实例 (22)参考文献 (29)第一部分有伪顶巷道支护设计很多煤巷顶板存在一层或几层极易冒顶的伪顶，这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，选用悬吊理论进行设计。
锚杆的作用是将巷道顶板较弱易冒落的岩层悬吊在上面稳定岩层上，以增强软弱岩层的稳定性。
锚索锚固在深部围岩里, 调动深部围岩的强度，对锚杆锚固的岩体起悬吊和保护作用。
悬吊理论力学模型如图1。
图1 悬吊理论力学模型1、锚杆长度¼l =L杆1 + “2 + 厶杆3C式中⅛—锚杆长度，m；Ll Tl—锚杆外露顶板长度，m；乙杆2—锚杆的有效长度，不小于不稳定岩层的厚度，m；厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜5,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；2、锚固力的确定锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量，按下式计算。
Q杆=^I⅛2¾I¾2/式中Q∣f —锚杆锚固力’KN；心一安全系数，一般取2〜3；"杆1、¾2—锚杆间排距，m；了一易冒落岩石平均重力密度，KN/nf；3、锚杆的直径式中〃杆一锚杆直径，m；σ1—锚杆杆体的屈服强度，MPa。
4、锚索的长度⅛ = L细+ ¼2 + L敍3 式中L t—锚索长度，m；厶當］—锚索外專顶板长度，m；¼2-锚索的有效长度，不小于锚杆锚固岩层的厚度⅛≥⅛2+⅛,厶知—锚索的锚固长度，一般取〜2m；5、锚索间排距的确定锚索的间距。
卸应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：Gy = ----- -式中"萄、"索2 —锚索间距、排距，m;N當一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；心一安全系数，一般取2〜5；h—锚杆锚固岩层的厚度,Z I =L H,+L tf3, m；y—锚杆锚固岩层平均重力密度，KN/m3；6、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：- N魅式中：Q$：—锚索锚固力，KN；N卓一锚索承载力，KNO第二部分自然平衡拱顶板支护设计巷道开掘后，如顶板裂隙发育、破碎，在地应力的作用下，浅部围岩发生破坏易冒落，而在深部一定范围內形成自然平衡拱，自然平衡拱以上的岩体是稳定的。
这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，锚杆的作用是将巷道顶板自然平衡拱下部易冒落的岩石悬吊在上部稳定的岩石上，锚索锚固在深部围岩里，调动深部围岩的强度，对锚杆锚固的岩体起悬吊和和保护作用。
可见，自然平衡拱理论对锚杆支护作用的分析实质上是悬吊作用。
自然平衡拱理论力学模型如图2。
图2 自然平衡拱理论力学模型1、冒落拱高f+zztan45°-b—自然平衡拱高度，m；3—巷道掘进宽度，m；H一巷道掘进高度，m；co -.—两智围岩的內摩擦角，查采矿工程设计手册表1—4—37和表1—4—2、锚杆长度式中L H—锚杆长度，m；S人一锚杆外露顶板长度，m；⅛2-锚杆的有效长度，不小于自然平衡拱的高度，m;厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜5,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；3、锚杆的锚固力锚杆的锚固力不应小于被悬吊不稳定岩层的重量，按下式计算。
Q杆=K厶2“杆1“杆2了式中0杆一锚杆锚固力，KN;IK|—安全系数，一般取2〜3；%】、伽2 —锚杆间排距,m；了一冒落拱岩石平均重力密度，KN/m3；4、锚杆的直径式中〃杆一锚杆直径，m；σi—锚杆杆体的屈服强度,MPaO5、锚索的长度式中Lg—锚索长度，m；厶當］—锚索外稼顶板长度，m；厶抚一锚索的有效长度，不小于锚杆锚固岩层的厚度⅛≥⅛2+ ⅛,Q3—锚索的锚固长度，一般取〜2m；6、锚索的间排距锚索的间距"萄应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：2 K I a^h7 式中"索］、a ...1—锚索间距、排距，m；N當一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；K,—安全系数，一般取2〜5；■h—锚杆锚固岩层的厚度，/?=厶杆2+厶杆3，°1；卩一锚杆锚固岩层平均重力密度，KN/i?；7、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：Q∙*≥N∙報式中：Q&—锚索锚固力，KN；N當一锚索承载力，KNO第三部分复合层顶板支护设计煤系地层是层状沉积岩，有一类顶板每一层连续完整，层间有节理，如复合层顶板，这类顶板应采用锚杆、锚索联合支护方式，选用组合梁理论进行设计。
锚杆的作用是将层状岩层组合起来形成组合梁结构，锚索锚固在深部围岩里，调动深部围岩的强度，对组合梁起悬吊和减跨作用，以增强组合梁的强度。
组合梁理论力学模型如图3。
图3组合梁理论力学模型1、锚杆长度S= ⅛1 + 厶杆2 + ⅛3式中L H—锚杆长度，m；Ll TI—锚杆外靂顶板长度，m；L杆2—锚杆的有效长度，m；厶杆3—锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜Im,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；L>K∕式中心一安全系数，一般取3〜5；了一组合梁岩层平均重力密度，KN∕m3;组合梁最下一层岩石的抗拉强度MPa；2、锚杆间排距及杆体直径假设锚杆的间距与排距相等，即：勺Fl=G 杆2式中 仙2—锚杆的间距、排距；〃杆一锚杆杆体直径，选择直径t∕tl >18≡;/的锚杆，∏≡;『一锚杆杆体材料的抗剪强度，查材料的强度检验报告可得，MPa;心一安全系数，一般取3〜6, MPa ；了一组合梁岩层平均重力密度，KN/m 3；B —巷道宽度，InO3、锚杆的锚固力锚杆的锚固力应该不小于杆体屈服载荷。
式中 O fi —锚杆锚固力，KN ；〃杆一锚杆直径，m ； σf —锚杆杆体的屈服强度，MPa 。
4、锚索的长度式中 L 嘗—锚索长度，m ；Ql —锚索外露顶板长度，m;付2—锚索的有效长度，组合梁的厚度，m ；付3—锚索的锚固长度，一般取〜2m ；5、锚索的间排距(锚索的间距α萄应根据锚杆的间距确定，每2〜3根锚杆应布置1根锚索。
锚索的排距按下式计算：λ -式中α⅛ji' e 索2—锚索间距、排距，m ；TI < 1.4472:N保一锚索承载力，查材料强度检验报告可得，KN；心一安全系数，一般取2〜5；h—组合梁岩层厚度，m；了一组合梁岩层的平均重力密度，KN∕∏A6、锚索的锚固力锚索的锚固力应不小于锚索的承载力，即：QaN •績式中：Q錶—锚索锚固力，KN；N常一锚索承载力，KNo第四部分一般放顶煤巷道支护设计一般放顶煤巷道（煤层厚度小于10米）沿煤层底板掘进，顶煤厚度3〜6米, 这类巷道应采用锚杆、锚索联合支护方式，应采用加固拱理论和悬吊理论进行设计。
加固拱理论强调锚杆的群体作用，该理论认为：顶板安装锚杆后，在锚杆的有效长度范围形成了锥形体压缩区，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的锥形体压缩区彼此重叠联结，便在围岩中形成了一个厚度为πι的均匀连续压缩带，它不仅能保持自身的稳定，而且能承受地压，阻止上部围岩的松动和变形。
锚索锚固在稳定的岩石顶板上，对压缩带起减跨作用，并对顶煤起悬吊作用。
加固拱理论、悬吊理论力学模型如图4.1、锚杆长度及间排距¼l = ⅛1 + ¼f2 + 厶杆3式中L杆一锚杆长度，m；LI fl—锚杆外稼顶板长度，m；⅛2—锚杆的有效长度，m；⅛3-锚杆的锚固长度，螺纹钢锚杆一般取〜Im,麻花头锚杆一般取〜O. 4m；&加固拱厚度、锚杆长度与锚杆间排距有以下近似关系：_ IrI tan a+ α杆］¼r-> = ----------tana式中加一加固拱厚度，一般取〜；锚杆的控制角，煤体的硬度越大，控制角也越大，一般取30〜45° ；C itTl-锚杆的间距，与排距a杆2近似相等，一般取〜Im;2、锚杆的直径选择直径⅜ ≥ 18≡1的锚杆。