锚杆支护参数计算
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，mL1 - -—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，mL3 —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（锚固长度儿31. 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〜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圆钢为2.5MPa螺纹钢为5MPafcr ――水泥砂浆与孔壁岩石的设计粘结强度（N/cm2）；砂浆与石灰岩粘结强度为2.5MPa砂浆与粘土岩粘结强度为1.8MPaK――安全系数，取1.2。
某矿锚杆支护参数计算举2011.9.9
锚杆支护参数计算举例根据锚杆加固作用原理，确定如下参数：4.1锚杆长度L=L1+L2+L3= 0.15+1.5+0.4=2.05m式中：L1—锚杆外露长度，其值主要取决与锚杆类型及锚固方式，一般取0.15 m，对于端锚锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.03～0.05），对于全长锚固锚杆，还有加上穹形球形的厚度；L2—锚杆的有效长度，即围岩松动圈的范围，通过査规范知一般取1.5 m；L3—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，L3还要加大，取L3为0.4m。
为安全施工，取锚杆长度L=2100mm长满足要求。
巷道围岩松动圈分类及锚喷支护建议（表5.4）围岩内外围层结构稳定性分析：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，外层围岩所占比例较小，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素。
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。
锚杆、锚索验算过程
锚杆、锚索参数计算过程一、锚杆支护参数计算1、锚杆长度计算：L=KH+L1+L2式中：L-锚杆长度； K-安全系数，一般取2；H-冒落拱高度，m;L1-锚杆锚入稳定岩层的厚度，取0.5m;L2-锚杆外露长度,一般取0.1m。
其中：H=B/2f=4.6/（2×4.0）=0.575B-巷道掘进跨度，取4.6m； f-普氏岩石坚固性系数，取4.0。
则：L=2×0.575+0.5+0.1=1.75m ，计算得数为1.75m，所以锚杆施工时的长度取整数值2m。
2、锚杆直径的确定：（1）（巷道断面按4.6m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√4.6P/πJb=√4.6×70×103/3.14×380=16.43mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。
通过计算得数为16.43mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。
（2）（巷道断面按3.2m计算）根据材料力学计算锚杆直径为：D=√3.2P/πJb=√3.2×70×103/3.14×380=13.7mm式中：D-锚杆直径，mm； P-锚杆截面载荷，取70KN；Jb-螺纹钢锚杆屈服点，取380MPa。
通过计算得数为13.7mm，所以锚杆施工时的直径取整数值20mm。
3、锚杆间、排距计算：a=√Q/KHγ=√65.7/2×0.575×24.5= 1.527m式中：a-锚杆间、排距，m;Q-锚杆设计锚固力，Q=16.43f=65.72KN；γ-被悬吊石灰岩的重力密度，取24.5KN/m3。
通过计算得数为0.763m，所以锚杆施工时取间距0.8m，排距0.8m。
二、锚索长度计算：1、(锚索直径按17.8的计算）L=L a+L b+L c+L d=1.575+2+0.1+0.3=3.975m式中：L-锚索长度，m；L a-锚索锚入到较稳定岩层的锚固长度，1.575m;L b-需要悬挂的不稳定岩层厚度，取2m;L c-上托盘及锚具的厚度，取0.1m;L d-锚索外露长度，取0.3m。
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0.35mL 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1.8m2）锚杆间排距的确定：L= hK 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5.0k-----安全系数，取1.5γ---岩石容重，取2.5T/m 3h----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。
掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证
掘进巷道锚杆、锚索顶板支护验算及论证一、锚杆、锚索支护参数计算(按断面宽3.4m*高2.8m 计算)按巷道断面为3.4 x 2.6进行验算，采用巾16 x 2200锚杆配合砼托板，锚索采用巾15.24 x 4800进行支护。
1、按悬吊作用理论锚杆支护参数的计算(1) 锚杆长度L 的确定：L=l i +l 2+l 3式中：I.锚杆外露长度，采用托板、垫片支护，11取160哑，12一锚杆有效长度。
12= 2fB 一巷道跨度。
取3400哑f 一普氏岩石坚固性系数，由于直接顶为复合性顶板，取最小值，4.512= B =377.8 哑13—深入稳定岩层长度，按锚固粘结力(n dT c 1「等于杆体屈服或拉断承载力(d 2b 2)而得的公式估算：式中：d 一锚杆直径，16哑; %一杆体材料的设计抗拉强度，巾16螺纹钢锚杆设计抗拉强度为490Mpa 。
J 一锚杆与树脂的粘结强度，螺纹钢取5.0Mpa 。
锚杆长度：L=11+12+13=160+377.8+392=929.8 哑所以锚杆采用长度2200mm 能够满足使用要求。
(2) 按锚杆杆体承载力与等抗拉拔力强度原则确定锚杆直径d锚杆锚固力Q 等于锚杆杆体承载力P , P= — d 2b ，由P=Q 得： 4 2d = 1.13 ：Qt式中：Q 一按我矿现场抗拉拔力试验数据取7t 相当于68600N;。
t-锚杆杆体材料的设计抗拉强度，按普通低碳钢抗拉强度取值420Mpa 。
1 d b 1 = - 2 3 4T16 x 490 4 x 5 =392 哑d = 1.13，— = 1.13 ；68600 = 0.0144m = 14.4mm同\-420 x 106 ■ t所以锚杆直径选择为16哑大于14.4哑可满足支护需要。
（3）锚杆排间距根据每根锚杆悬吊岩石载荷大小确定锚杆间距（a）与排距（b）（通常a=b），及锚杆悬吊岩石载荷（G=a2l2Y ）等于锚杆的锚固力（Q）。
(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 。
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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=
煤巷侧壁(煤体)：m l 78.12=
将2l 分别代人式(1)，得锚杆总长度为：
煤巷顶板：m l 33.123.11.0=+=
煤巷侧壁：m l 88.11.078.1=+=
根据以上理论计算的锚杆长度，结合工程实践中锚杆长度与围岩稳定性之间的关系，认为锚杆长度为巷宽的0．5倍已足够了，更长的锚杆将达不到明显提高支护效果的目的，另外，该处的巷道顶板塑性区为1．6m ，巷道侧壁煤体塑性区宽度为1．8m ，综合这些因素，最后确定锚杆长度为
煤巷顶板m l 6.1=；煤巷侧壁m l 8.1=
3．2锚杆密度计算
锚杆密度的设计原则是保证承受围岩锚固区内的重量，并具有一定的安全系数尼。
， 即t rl k q σπ21d 4= (4)
设顶板采用Φ18mm 的螺纹钢锚杆，侧壁采用Φ38mm 的压缩木锚杆，将有关参数代入式(4)，得锚杆的支护密度为
煤巷顶板：22/2.1240018.06.1027.07.14m q 根π=⨯⨯⨯⨯⨯=
煤巷侧壁：
2
2/26.17038.08.1013.07.14m q 根π=⨯⨯⨯⨯⨯= 3．3 锚杆的间排距计算
为便于施工，锚杆的间排距应尽量相等，由上面得到的顶板锚杆密度为1．2根／m 2，相应的每根锚杆需要支护的面积为0．83 m 2，则锚杆的间排距为910mm × 910mm 按照规范规定，锚杆间排距应小于或等于锚杆长度的1／2，最后确定顶板锚杆的间排距为
750mm ×750mm 。
巷道两侧围岩(煤体)支护密度为2根／m 2，每根压缩木锚杆需要支护的面积为0．5 m 2，则压缩木锚杆的间距为700mm ，排距为750mm ，设计锚固力为20kN 。
3．4锚杆托盘面积A 0
锚杆内端须安装托盘，为使与托盘接触的围岩表面不被压坏，托盘应具有一定的承压面积，其面积可按下式计算，即
c R k P A 20≥
(5)
式中：卜锚杆的设计工作阻力，其值为
N d P t 62
210037.02404014.04⨯=⨯⨯==πσπ
c R —煤体的单向抗压强度，其值为2
6/105.17m N R c ⨯=
2k 一托盘与围岩接触面积的不均匀系数，一般取0．4。
将P 、c R 、2k 值代入式(5)，则托盘面积为：
2266
2053000053.0105.174.010037.0mm m R k P A c ==⨯⨯⨯=≥
设计托盘为金属圆形，厚度15mm ，内孔为Φ16rnm ，则托盘外径D 为 mm D D 845300)16(4
2≥≥-π
4 配套支护材料选择
4．1 金属网规格选择
考虑到3上煤体强度较低，在支承压力作用下巷道顶板及两侧易产生塌落及片帮，为防止这种现象发生，煤巷支护除锚杆以外，还需铺设金属网。
金属网除可防止围岩的塌落和片帮以外，还将锚杆之间松动的围岩压力进行传递，使得锚网支护结构受力均匀。
金属网采用10#铁丝编制，顶网4100mm ×1000mm ，帮网2600mm ×1000mm ；顶网之间及顶网与帮网之间应搭接200mm ，并隔扣相联。
4．2钢带敷设要求
巷道顶板采用BHW 一3—280—3500型W 钢带进行加强支护。
钢带的作用是：一方面能保持顶板的平整，另一方面将顶板锚杆连结起来，形成一个支护结构，当顶板某一锚杆失效时，因钢带的作用仍能保持对顶板围岩的有效支护。
5 煤巷锚带网支护技术效果评价
(1)锚带网支护是主动支护，它能及时加固围岩，充分发挥围岩的自身强度，以减少围岩的变形和松动。
(2)由于锚带网支护，既能够有效的控制巷道围岩变形，又能极少占用巷道有效空间，从而提高了巷道断面利用率。
(3)由于锚网支护防止了巷道围岩的早期破坏及巷道顶板早期离层，减少了维护工作量，使片帮现象减少。
该支护系统若锚杆或托盘破坏失效，钢带或金属网也能有效地将力传递到其它锚杆上，使整个支护系统仍能发挥作用，提高了安全性。
(4)锚带网支护减少了坑木消耗，有效地预防了自然发火事故的发生。
(5)采用锚带网支护后，不需要运输大量的支护型钢及其它辅助材料，改善了巷道工作环境，减轻了工人的劳动强度，加强了循环进度。
作者简介马洪涛(1981一)，男，2002年毕业于中国矿业大学机电学院，现就读于山东科技大学工程硕士研究生班，曾在省级刊物发表多篇论文。