煤矿巷道锚杆支护参数设计

巷道锚杆支护参数 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 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 关于××同志的政审材料调查表环保先进个人材料国家普通话测试材料农民专业合作社注销四查四问剖析材料 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 工程第三方检测合同工程防雷检测合同植筋拉拔检测方案传感器技术课后答案检测机构通用要求培训 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，对锚杆支护的可行性和适用性进行了深入细致的研究，取得了一大批水平较高的科研成果。特别是1996~1997年我国引进了澳大利亚锚杆支护技术，在原邢台矿务局进行了现场演示，并完成了与锚杆支护技术有关的15个项目，使我国的煤巷锚杆支护技术有较大提高。同时，困难条件下锚杆——锚索支护技术得到了应用，并取得令人满意的支护效果和经济效益。2005年，我国国有重点煤矿的锚杆支护所占比重为60%，有些矿区超过了90%，甚至到达100%。时至今日，人们不仅成功地在稳定和中等稳定以上的岩巷中使用锚杆，而且在软岩巷道、以及受采动影响的煤巷中也成功地使用了锚杆支护技术。一批技术先进的国有重点矿区的煤巷锚杆支护率在逐年稳步提高。由于对巷道围岩强度的强化作用，可显著提高围岩的稳定性，并且有支护成本较低、成巷速度快、劳动强度减轻、提高了巷道断面的利用率、简化回采面端头维护工艺、明显改善作业环境和安全生产条件等优点，可提高矿井的经济效益，因而成为矿井巷道的一种主要支护形式。也代表了煤矿巷道支护技术的主要发展方向。锚杆支护可大幅度的降低巷道支护维修费用，提高巷道掘进速度和生产效率；在巷道跨度增大时，即在大跨度巷道的情况下，单纯用锚杆对巷道进行支护可能会引起巷道顶板在一定高度范围内整体垮落，在这种情况下可以进行“锚杆+锚索”联合支护，可将整个潜在冒落范围内的岩层悬吊在较稳定的岩层中，从而使得该巷道顶板处于稳定状态。煤巷与岩巷不同之处在于：煤巷围岩比较松软，在采动影响下巷道围岩变形十分剧烈。在使用金属支架时，顶底板、两帮相对移近量一般在300~500mm，少则100~200mm，严重时超过1000mm。煤巷使用锚杆支护时，必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。煤巷锚杆支护不同于一般岩巷的锚喷（网）支护。它的主要形式有单体锚杆、锚杆加W型钢带（或钢筋梁）加网，或者加板式钢带及网，简称锚梁、锚网或锚梁网支护。2、锚索支护技术发展锚索支护基于锚杆支护原理中的悬吊理论，再增加适当大小的预应力，支护后围岩不至形成离层脱落，确保围岩稳定，是一种传递主体结构的支护应力到深部稳定岩层的主动支护方式。预应力锚索支护是锚固技术发展中占有重要地位的一种支护形式，其与普通锚杆相比有突出的特点：一是长度大，能够锚入到深部稳定岩石中，并可以施加预应力；二是能限制岩体的有害变形发展，从而保持岩体的稳定。锚索一般是锚杆长度的3~5倍，因此除了能够起到普通锚杆的悬吊作用、组合梁作用、组合拱作用外，还能对巷道围岩进行深部锚固，在实际应用中往往锚杆与锚索配合使用。近年来，国内外锚索支护技术发展迅速，应用也越来越广泛，在岩石边坡、交通隧道、矿山井巷、深基坑、坝基及结构加固等许多方面都有该项技术的用武之地。在英国、澳大利亚，锚索支护技术的应用十分普遍，尤其在煤巷的应用十分突出，利用轻型锚杆钻机即可施工。在围岩较差的大硐室、交叉点、断层附近及受采动影响的巷道采用锚索支护的前景比较广泛。总的看来，锚杆、锚索己经广泛应用于大量的相关的工程中，而且已经积累了大量的宝贵经验。但是，在一些复杂条件下的煤巷，如果方法运用不当，锚杆支护也往往失效，因此，支护设计及基础参数测定的研究是解决回采巷道锚杆支护的关键，是成功推广应用锚杆支护的途径。3、锚杆支护的优点实践充分证明，在煤巷中应用锚杆支护，与传统的棚式支护相比，具有显著的优越性。主要表现在以下几个方面。（1）从根本上改善了支护状况，保证了安全生产。（2）减轻了工人的劳动强度，改善了作业环境。（3）减少了支护物料的运输，改善了生产矿井中辅助运输的紧张状况。（4）提高了掘进工效，有利于高速、高效掘进队的建设。（5）大幅度节约支护材料，降低支护成本。（6）提高巷道断面的利用率。（7）简化了综采工作面超前支护，加快了回采速度。（8）锚杆支护巷道维修量少，服务年限相对延长，为优化矿井开拓布置、合理集中生产创造了条件。（9）能可靠的支护综采大断面的机、风巷和开切眼，为综采工作面设备快速安装创造了条件。（10）有利于节约资源，改善生态环境。煤巷锚杆支护技术的理论与实践都已比较成熟，在Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ类围岩的煤巷可大面积的推广。Ⅳ、Ⅴ类围岩巷道的锚杆支护在许多矿都取得了成功，这一切都说明煤巷锚杆支护的可行性和安全可靠性。从而提高煤矿生产效率、降低成本、保证生产安全、获得可观的社会经济效益。因此，在煤巷中推广锚杆支护是势在必行的。积极组织推广煤巷锚杆支护技术，是煤矿巷道支护技术发展的必然。（二）锚杆的作用原理1、锚杆的作用1）锚杆构件的作用锚杆构件主要提供抗拉和抗剪作用，而抗弯和抗压作用能力非常小，可以忽略不计。2）锚固剂的作用锚固剂的作用是将钻孔孔壁岩石与杆体粘接在一起。对于端部锚固锚杆，锚固剂的作用在于提供粘结力，使锚杆能承受一定的拉力。锚杆拉力除锚固端外，延长度方向是均匀分布的。由于锚杆与钻孔间有较大空隙，所以锚杆的抗剪能力只有在岩层发生较大错动后才能发挥出来。对于全长锚固锚杆，锚固剂的作用比较复杂，主要有两方面，一是将锚杆杆体与钻孔孔壁粘结在一起，使锚杆随着岩层移动承受拉力；二是当岩层发生错动时，与杆体共同起抗剪作用，阻止岩层发生错动。3）金属网的主要作用金属网可以用来维护锚杆间的围岩，防止松动岩块掉落。金属网所能承受松散岩石的载荷与锚杆间距密切相关。4）钢带的作用钢带的作用除可以防止锚杆间的松动岩块掉落外，还可均衡锚杆受力，改善顶板岩层应力状态，与锚杆共同形成组合支护系统，增加围岩的稳定性。2、锚杆支护作用机理锚杆支护的作用机理有悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用和楔固作用等。1）悬吊作用悬吊作用是指锚杆把将要冒落的松软弱岩层或危岩悬吊于上部坚固稳定的岩体上，由锚杆来承担危岩或松软弱岩层的重量，如图1所示。2）组合梁作用在层状岩层的巷道顶板中，通过锚入一系列的锚杆，将锚杆锚固长度以内的薄层岩石组成岩石组合梁，从而提高其承载能力。可以把平顶巷道的层状岩石顶板看作是以巷道两帮为支点的叠合梁。在载荷作用下，各层岩石（板）都有各自的单独弯距，每层岩石（板）的上下缘分别处在受压和受拉状态。但用锚杆将各层岩石锚固在一起后，在载荷作用下，各层岩石之间基本上不会发生离层、错动，就如同一块板的弯曲一样，大大提高了组合梁的抗弯强度和承载能力，如图2所示。图1锚杆支护的悬吊作用1——锚杆；2——松散破碎岩层；3——稳定岩层图2锚杆支护的组合梁作用3）加固拱作用对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳定，而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定，如图3所示。图3锚杆支护的加固拱作用1——锚杆；2——加固拱4）楔固作用锚杆的楔固作用是在围岩中存在一组或几组不同产状的不连续面的情况下，由于锚杆穿过了这些不连续面，防止或减少了沿不连续面的移动，但是，锚杆架设的时机是非常重要的。如果在开挖引起的剪应力产生前就架设了全长粘结式锚杆，则在不连续面处锚杆较高的剪切刚度将迫使锚杆完全承受开挖二次应力的图4锚杆的楔固作用作用，而易于发挥不连续面自身抗剪能力，如图4所示。（三）锚杆支护作用机理分析1）顶板锚杆的作用（1）锚杆的早期作用巷道开掘阶段顶板破坏范围较小，此时锚杆的作用主要是控制顶板下部岩层的滑动、离层、失稳。锚杆安装越及时，预紧力越大，效果越好。（2）锚杆的中期作用掘进影响稳定后受到采动影响前，称之为中期阶段。此阶段主要是由于岩石的流变效应，致使随着时间推移，岩层强度不断降低，顶板下沉及锚杆受力逐渐加大，最后形成一定范围的破坏区，当巷道有煤柱时，残余支承压力也影响巷道围岩变形，巷道易破坏。当锚杆能深入到上部稳定岩层时，锚杆的作用主要表现为：一是将破坏区内的岩层与稳定岩层相连，阻止破坏岩层垮落；二是锚杆提供径向和切向约束，阻止破坏区岩层扩容、离层及滑动，提高岩层的水平承载能力，使稳定岩层内的应力分布均匀。锚杆的工作阻力越大，效果越明显。当锚杆不能深入稳定岩层时，锚杆的作用主要表现为：一是阻止锚固区内的岩层扩容、离层及滑动，从而提高岩层的水平承载能力，在破坏区范围内形成次生承载层，它可以阻止上部岩层的进一步扩容和离层；二是次生承载层形成后，使上部岩层应力分布趋于均匀和下移，有利于巷道稳定。（3）锚杆的后期作用当巷道支护时间很长或受到回采影响后，巷道围岩破坏区会进一步扩大，围岩变形急剧增加，锚杆受力增大。此时有可能出现二种情况：其一是次生承载层虽然发生了进一步的扩容和离层，但仍具有较大的承载能力，巷道顶板仍能保持稳定。其二是次生承载层的承载能力下降过大，造成失稳、垮落。2）钢带的作用（1）钢带的早期作用由于钢带没有预紧力，所以当钢带刚安装以后，其受力很小。只有当顶板产生一定变形之后，钢带承受的拉力才逐渐增大。即钢带的早期作用主要表现在防止顶板破碎的小岩块掉落，与网的作用相差无几。（2）钢带的中期作用一是阻止锚杆间的危岩垮落；二是阻止其产生较大的扩容和离层，提高岩层的承载能力，从而增加次生承载层厚度和承载能力，有利于巷道顶板的稳定；三是使锚杆受力趋于均匀，有利于发挥锚杆支护的整体作用。（3）钢带的后期作用巷道变形增加后，锚杆间围岩扩容和离层逐渐增大，钢带受力增加。对于锚杆锚固端仍处于稳定岩层范围内时，只要钢带承受的拉力小于其破断载荷，顶板仍能保持稳定，下沉得到有效的控制。对于锚杆全部处于破坏岩层范围内时，可能出现两种状态，其一是次生承载层虽然产生较大的扩容和离层，但仍有足够的承载能力，保持顶板稳定，不至于失稳垮落；其二是次生承载层承载能力丧失过大，出现失稳现象。如果仅采用锚杆群支护，则有可能顶板垮落。加钢带后，不仅增大了次生承载层的厚度，显著增加了其承载能力，而且次生承载层的受力状态也得到明显改善。3）帮锚杆的作用巷道侧帮变形与破坏规律很多方面同顶板类似。但是，对于煤巷，由于煤帮的强度比顶板强度小，而且顶板与煤层交界面的强度更小，因此，与岩石巷道相比，煤巷变形和破坏有其特点。（1）帮锚杆的早期作用巷道开掘初期，煤帮变形和破坏范围都较小，锚杆的作用在于控制浅部煤层的扩容和松动。显然，同顶板锚杆一样，帮锚杆安装越及时，预紧力越大，效果越好。（2）帮锚杆的中期作用在这个阶段，由于煤层的流变效应，导致破坏范围逐渐扩大，如果不采取支护，煤层导致片帮，巷道跨度增大。采用锚杆支护后出现两种情况。当锚杆深入到煤层稳定深度后，锚杆的作用是：将煤层破坏区域与稳定煤层相连，阻止破坏区域向巷道移动；锚杆给破坏区煤层提高径向和切向约束，从而减小煤层破坏区的扩容、松动和滑移，增大其承载能力；破坏区内煤层的切向承载能力增大后，会增加岩层与煤层交界面的摩擦力，有利于阻止煤帮的整体移动。当锚杆处于煤层破坏区时，锚杆作用是：在煤层破坏区内形成次生承载层，它具有较大的垂直承载能力，并能阻止内部煤层的进一步扩容、松动；次生承载层形成后，会使煤层深部的应力分布趋于均匀，有利于煤帮稳定；次生承载层的垂直承载能力大，从而作用在其上的垂直应力大，增大了岩层与煤层交界面上的摩擦力，有利于减小锚固区煤层的整体移动。（3）帮锚杆的后期作用巷道支护时间加长或受到采动影响，煤帮破坏范围及移动量都会明显增加。当锚杆锚固端处于煤层稳定范围内，只是锚杆受力增大。若锚杆参数设计合理，能够保证煤帮的稳定性。当锚杆已全部处于煤层破坏范围中，若次生承载层具有较大的承载能力，仍可保持煤帮的稳定性，阻止煤帮整体移动。若次生承载层能力丧失过大，则煤帮将失稳、片落，向巷道内移动。3）顶板与两帮支护的关系以上分析了顶板及两帮锚杆的受力特征。在实际巷道中，两者相互影响，共同作为一个支护系统维护巷道。保持煤帮的稳定性，给顶板支护系统提供了强有力的支点，不会出现煤层片帮而引起巷道跨度增大，导致顶板下沉剧烈、失稳和垮落等现象。同样，顶板保持稳定、完整也有利于煤帮的稳定性和减少变形，两者是相辅相成的，任何一个环节出现问题，都会影响巷道围岩的整体稳定性。在回采巷道中，由于煤层相对较软，是易破坏的部位。因此，巷道的两帮支护显得尤为重要。（四）锚索作用机理锚索支护基于锚杆支护原理中的悬吊理论，再增加适当大小的预应力，支护后围岩不至形成离层脱落，确保围岩稳定，是一种传递主体结构的支护应力到深部稳定岩层的主动支护方式。锚索的作用主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的关键承载层相连，提高次生承载层的稳定性。即使次生承载层发生断裂、转动，也不致于失稳而引起顶板垮落。同时，由于锚索可施加较大的预紧力，可挤紧岩层中的层理、节理、裂隙等不连续面，增加不连续面之间的摩擦力，从而提高围岩的整体强度。预应力锚索支护是锚固技术发展中占有重要地位的一种支护形式，其与普通锚杆相比有突出的特点：一是长度大，能够锚入到深部稳定岩石中，并可以施加预应力；二是能限制岩体的有害变形发展，从而保持岩体的稳定。锚索一般是锚杆长度的3~5倍，因此除了能够起到普通锚杆的悬吊作用、组合梁作用、组合拱作用外，还能对巷道围岩进行深部锚固，在实际应用中往往锚杆与锚索配合使用。二、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 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 ，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。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。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 编程规范下载gsp规范下载钢格栅规范下载警徽规范下载建设厅规范下载 》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。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。表1煤矿锚杆支护围岩分类围岩分类类别名称岩层锚述1.完整坚硬岩层Rb＞60MPa，不I稳定围岩易风化；2.层状岩胶结好，无软弱夹层1.完整比较坚硬岩层R=40~60MPa稳定性bⅡ2.层状岩层，胶结较好较好岩层3坚硬块状岩层，裂隙面闭合，无泥质充填物，Rb＞60MPa完整的中硬岩层Rb=20~10MPa中等2.层状岩层以坚硬层为主，夹Ⅲ稳定岩层有少数软岩层比较坚硬的块状岩层Rb=40~60MPa较软的完整岩层，Rb＜20MPa稳定性2.中硬的层状岩层；较差岩层3.中硬的块状岩层，Rb=20~40MPaⅤ不稳定1.易风化潮解剥落的松软岩层岩层2.各类破碎岩层巷道开挖后围岩的稳定状态岩种举例（3~5m跨度）完整的玄武围岩基本稳岩、石英质砂岩、定，长期不支护奥陶纪石灰岩、无碎块掉落现象茅口灰岩、大冶厚层灰岩围岩基本稳胶结好的砂定，较长时间不岩、砾岩、大冶支护会出现小块厚层灰岩掉落能维持一个月砂岩、砂质页以上稳定，会产岩、粉砂岩、灰生局部岩块掉落岩、硬质凝灰岩页岩、泥岩、围岩的稳定时胶结不好的砂间仅有几天岩、硬煤炭质页岩、花围岩很容易产斑泥岩、软质凝生冒顶片帮灰岩、煤破碎的各种岩石表2巷道支护围岩松动圈分类表围岩类别分类名称围岩松动支护机理及方式备注圈Lp/cm小松动圈I0~40围岩整体性好，稳定围岩喷混凝土支护不易风化的可不支护。II较稳定围岩40~100中松动圈III一般围岩100~150IV一般稳定围岩150~200（软岩）大松动圈V不稳定围岩（较200~300软围岩）VI极不稳定围岩>300（极软围岩）锚杆悬吊理论喷层局部支护锚杆悬吊理论刚性支护有局部喷层局部支护破坏锚杆组合拱理论刚性支护大面积破坏，采用可缩喷层金属网局部支护性支护。锚杆组合拱理论围岩变形有稳定喷层金属网局部支护期围岩变形一般在待定支护下无稳定期。总结我国近十年多煤巷锚杆支护的实践，并吸取国外先进经验基础上，以工程类比法为主要依据提出的煤巷锚杆支护形式及主要支护参数选择见表3。巷道巷道围类别岩状况Ⅰ非常稳定Ⅱ稳定Ⅲ中等稳定Ⅳ不稳定Ⅴ极不稳定表3巷道顶板锚杆支护形式与主要支护参数选择基本支护形式主要支护参数整体砂岩、石灰岩类岩层：不端锚杆体直径：16~18mm锚杆长度：1.6~1.8m支护排间距：0.8~1.2m其他岩层：单体锚杆设计锚固力：64~80kN端锚杆体直径：16~18mm顶板较完整：单体锚杆锚杆长度：1.6~2.0m顶板较破碎：锚杆+网排间距：0.8~1.0m设计锚固力：64~80kN端锚杆体直径：16~18mm顶板较完整：锚杆+钢筋梁或桁锚杆长度：1.8~2.2m架排间距：0.6~1.0m顶板较破碎：锚杆+钢带+网，设计锚固力：64~80kN或增加锚索全长锚固杆体直径：18~22mm桁架+网，或增加锚索锚杆长度：1.8~2.4m排间距：0.6~1.0m锚杆+W钢带+网，或增加锚索全长锚固杆体直径：18~22mm锚杆长度：1.8~2.4m桁架+网，或增加锚索排间距：0.6~1.0m1．顶板较完整：锚杆+金属可缩支架，或增加锚索2．顶板较破碎：锚杆+网+金属全长锚固杆体直径：18~22mm可缩支架，或增加锚索，或加固锚杆长度：2.2~2.6m围岩排间距：0.6~1.0m3．底鼓严重：锚杆+环形可缩支架2）理论计算法在岩石力学支护理论的发展历程中，人们试图做像地面结构那样能够较为准确地确定支护荷载，用理论计算方法设计支护结构，这是岩石力学工作者长期追求和奋斗的目标。经过众多学者和科技工作者的长期研究和实践，理论设计支护日渐完善，成为很多国内外专家巷道支护设计的主要手段。目前，常用的锚杆支护参数设计方法有以下几种：（1）悬吊作用理论设计锚杆支护参数；（2）承压拱理论设计锚杆支护参数；（3）松动圈支护理论设计锚杆支护参数；（4）扩容理论设计锚杆支护参数。3）实测法根据现场实际观测资料，利用岩石力学原理与数理统计方法进行巷道支护的设计方法已被许多国家采用。我国一些矿区，利用超声仪实测巷道围岩松动圈的方法，进行软岩锚喷网支护参数的设计，取得了较好效果。澳大利亚、英国利用对围岩特性的综合测量结果，进行支护系统的设计。观察内容有地应力、顶板岩层位移及锚杆承载特性等参数，根据实测资料、巷道的地质环境及岩石力学原理，确定支护的参数。三、煤巷锚杆支护参数和设计方法的确定锚杆支护参数确定方法取决于锚杆支护理论，锚杆支护理论不同，锚杆支护参数的确定方法也不同。悬吊作用理论设计锚杆支护参数1）锚杆长度的确定L=L1+L2+L3式中L——锚杆长度，m；L1——锚杆外露长度，m；L2——锚杆有效长度，m；L3——锚杆锚固长度，m。（1）锚杆外露长度L1的确定L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m一般L1=0.15m。（2）锚杆有效长度L2的确定锚杆有效长度L2的确定方法有三种，一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围；二是采用岩层探测分析仪进行测量；三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。a.岩层探测分析仪确定L2b.普式自然平衡拱理论确定L2巷道顶锚杆有效长度L2的确定：LBf≥3时，2fL21BHctg45f2f≤2时，2巷道帮锚杆有效长度L2的确定：1fB1L22fB11式中f——普氏系数；B——巷道跨度，m；H——巷道掘进高度，m；——内摩擦角，（o）。（3）锚杆锚固长度L3的确定L3=0.3~0.4m2）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，锚杆间排距D按下式计算：D≤0.5L3）锚杆直径的确定锚杆直径d可按下式计算：1L1104）锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：QKL2D2r式中Q——锚杆锚固力，t；K——锚杆安全系数，取2~3；L2——锚杆有效长度，m；r——视密度，t/m3。组合梁理论设计锚杆支护参数用组合梁理论设计锚杆的支护参数适用于层状岩体，裂隙发育的平顶巷道。计算公式如下：锚杆的长度ll1l2l3l21.935Lk1P(1x)式中l——锚杆长度，m；l1——外露长度，一般取0.1m；l2——锚杆的有效长度，m；l3——锚杆的锚固长度，一般取0.2~0.3m；L——巷道净跨度，m；k1——安全系数；机掘取2~3，炮掘取3~5，巷道受采动影响取5~6；P——层状岩石上部的均匀载荷，MPa；——与组合层数有关的系数；当组合岩层数为1、2、3时，分别对应1、0.75、0.7，当组合层数≥4时，取0.65；1——岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.6~0.8倍，MPa；x——原岩水平应力，MPa（=H=1H，为泊松比）。锚杆间距所选锚杆长度，须验算组合梁各岩层面间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性，即锚杆间距满足下式要求：1a≤51.55m1kP式中a——锚杆间排距，m；m1——最下层岩层厚度，m；1——最下层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的0.3～0.4倍，MPa；P——最下层岩石自重均匀载荷，MPa。组合梁理论只适合于层状顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用。组合梁厚度越大，梁的最大应变值越小。组合梁充分考虑了锚杆对离层及滑动的约束作用，原理上对锚杆作用分析的比较全面，但是它存在以下明显缺点。组合梁有效组合厚度很难确定。它涉及到影响锚杆的众多因素，目前还没有一种方法可以比较可靠地估计有效组合厚度。没有考虑水平应力对组合梁强度、稳定性及锚杆荷载的作用。其实，在水平应力较大的巷道中，水平应力是顶板破坏、失稳的主要原因。组合拱理论设计锚杆支护参数组合拱理论设计锚杆支护参数，一般用于巷道围岩破碎，巷道断面为拱顶的巷道。该理论认为：在沿拱形巷道周边布置锚杆后，在预紧锚杆力的作用下，每根锚杆都有一定的应力作用范围，只要取合理的锚杆间距，其应力作用范围会相互重叠，从而形成一连续的挤压加固带一即厚度较大的组合拱，该加固带的厚度是普通砌碹支护厚度的数倍。故能更为有效地抵抗围岩应力，减少围岩变形，其支护效果将会好于普通的砌碹支护。组合拱理论充分考虑了锚杆支护的整体作用，在软岩巷道中得到较为广泛的应用。按组合拱理论确定锚杆支护间排距，组合拱厚度：b(lytga)/tg式中b——组合拱厚度，m；y——锚杆的有效长度，m，ly=l-l1；a——锚杆的间排距，，a(lyb)tg；m——锚杆在松散体中的控制角，45。为了在围岩中形成一定厚度的挤压加固拱，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍。锚杆参数取值时，可按以下经验公式计算。锚杆长度的确定L=L1+L2+L3L2btgambtg45mbmtgatg45式中L——锚杆全长；L1——锚杆外露长度，一般取L1＝0.15m，L1＝垫板厚度+螺母厚度+（0.03~0.05）m；L2——锚杆的有效长度，m；B——组合拱厚度，由经验值：IV类围岩取0.9；V类围岩取1.1；VI类围岩取1.4（松动圈分类法）；a——锚杆在破裂岩体中的控制角（实验得效果最好为45°），度；M——锚杆间排距，m；L3——锚杆锚固段长度，一般L3＝0.3~0.4m；锚杆间距D0.5L锚杆直径的确定1L110式中d——锚杆直径，m；L——锚杆长度，m。围岩稳定性影响系数规定表4所示。表4巷道稳定性影响因素系数围岩类别稳定性较好中等稳定稳定较差不稳定N0.911.11.2若锚杆的控制角按45°计，则b=L-a锚杆长度按L=1.6~1.8m，锚杆间排距按a=0.6~0.8。取值时，则挤压加固拱的厚度b=0.9~1.2m，且锚固体具有较好的可缩性。存在缺陷：锚杆的锚固力是影响锚杆控制角的关键因素，而在理论推导中并未涉及锚杆的锚固力。锚杆的控制角度及加固体厚度的计算存在一些问题，因而其支护效果的可靠性受到质疑。此外当加固拱的厚度远小于巷道跨度时，加固拱是否发生破坏不仅与其强度有关，更主要取决于加固拱的稳定性，而在该理论中没有考虑。松动圈支护理论设计锚杆支护参数松动圈支护理论认为，松动圈的厚度包含了原岩应力的大小、岩体强度、节理性质及采动影响等影响围岩稳定性的重要因素，用松动圈厚度指标LP综合评价围岩稳定性及支护难度，既包含了这些因素的影响，又绕开了测试原岩应力、岩体强度的难题，把它作为确定锚杆支护参数的重要依据，是一种比较实用的方法。松动圈巷道支护理论，是根据围岩松动圈状态分析阐述锚杆支护机理和设计锚杆支护参数，其设计程序和原则为：测定或预测新开巷道将要穿过岩层的松动圈（在已揭露类似巷道中进行），包括静态松动圈、采动影响期间的最大松动圈，从而准确把握巷道的支护难度。根据巷道用途和使用要求，决定是按静态松动圈还是按动压作用下的最大松动圈进行支护参数设计。根据静态松动圈设计，有利于提高掘进施工速度和降低巷道成本，回采期间须超前工作面20~50m增设加强支护；根据动压松动圈设计，能改善工作面端头支护状况和简化顺槽的超前支护，有利于回采工作的顺利进行。当实测的围岩松动圈LP＜1.5m时，悬吊理论是确定支护参数较好的方法，锚杆的悬吊点是松动圈外的未松动岩层或煤层。当围岩裂隙发育或者实测的围岩松动圈LP＞1.5m时，按组合拱理论设计锚杆支护参数。顶板“斜锚杆”非常重要，其锚固要可靠，长度要伸入到两帮上方一定深度。一般条件下，金属网或塑料网是必须的，当围岩破碎或者松动圈大于1.5m，要敷设钢带，以提高锚杆的整体性和支护能力，两帮压力大时也需敷设钢带或钢筋梯。围岩破碎或变形压力大的条件下，宜选用锚固可靠、承载能力较大（锚固力大于6t）的锚杆，沿空掘巷的沿空侧，须采用全长锚固式锚杆。综上所述，松动圈理论确定锚杆支护参数如下：锚杆长度确定当松动圈厚度L=0.4~1.5m时，称为中松动圈，此时，围岩的碎胀力比较明显，L值一般小于常用锚杆长度，因此在设计上可采用悬吊理论。锚杆长度计算公式为：L=kh+L1+L2式中L——锚杆长度，m；H——不稳定地层厚度，m；K——安全系数，一般根据巷道的重要程度及服务年限，取k=1~2.5；h——不稳定地层厚度，m；L1——锚杆外露长度，m，一般取值0.1m；L2——锚杆锚入稳定地层的深度，m，一般取值0.3~0.4m。传统悬吊理论的最大困难在于如何准确判定不稳定地层的厚度h。松动圈的厚度系实测数值，准确性较高。因此，在确定锚杆长度时直接取松动圈值代表不稳定地层厚度h，取安全系数k=1~1.5。当围岩裂隙发育或者围岩松动圈静态值Lp0、动态值Lpd均大于1.5m时，形成的“锚固层组合拱”是锚杆支护的主要作用机理。锚杆在锚固力的作用下，将破裂了的岩石组织起来，提高其残余强度，形成一定厚度的锚固层。随着围岩的变形，锚固层中将进一步形成次生的“压力拱”承受地压。在跨度和巷道高度一定的条件下，锚杆越长，“压力拱”的厚度越大，承载力越高。理论和实践证明，动态松动圈大于静态松动圈。因此，在选择松动圈值时要视巷道是否受动压影响来确定，一般受动压影响的巷道选用动态值Lpd否则选择静态值Lp0，两者的成本是不一样的。锚杆间排距的确定按组合拱理论确定锚杆支护间排距，组合拱厚度：b(lytga)/tg式中b——组合拱厚度，m；y——锚杆的有效长度，m，ly=l-l1；a——锚杆的间排距，，a(lyb)tg；m——锚杆在松散体中的控制角，45。c.锚杆直径的确定dL=/110式中d——锚杆直径，mm；锚索支护参数的设计（1）锚索长度的确定X=X1+X2+X3=0.3+3.6+1.7=5.6m式中X1——锚索外露长度，取0.3m；X3——锚索锚固长度，取1.7m；X2——潜在不稳定岩层高度，m；X2=BB为巷道跨度，m。（2）锚索排距s=3σ/4B2γk。式中σ——每根锚索最低破断载荷，260kN；γ——煤岩体积力，kN/m3；B——巷道宽度m；k——安全系数，取0.5；（3）锚索间距m=0.85B/n式中n——排数；B——巷道宽度，m。锚固长度根据拉拔试验数据，考虑到岩性和施工等影响因素及安全系数确定锚固长度。实践表明：水泥砂浆锚索锚固长度＞2.5m树脂药包锚索锚固长度＞1.0m。锚索的破坏形式一般是胶结体与钢绞线的粘结被破坏，锚索从胶结体中被拔出。锚索支护设计中应保证钢铰线与胶结体有足够的粘结强度，才能保证锚索的支护效果。按GBJ86-85要求：锚索锚固长度La应符合下式：Lakdfs4fc式中k——安全系数，一般取2；d——锚索钢铰线直径，mm；2fs——钢绞线抗拉强度，N/mm；fc——锚索与锚固剂的设计粘结强度，一般煤巷锚索多用树脂作锚固剂，其粘结强度，2fc＝10N/mm。四、巷道锚杆支护参数设计蒙西煤矿目前开采煤层为12煤层和21+2煤层，采煤工作面两巷为矩形。121+2煤层回风顺槽锚杆支护参数设计21+2煤层基本全区发育，煤层由南向北变薄，最大厚度14.24m，最小厚度4.54m，平均厚度10.80m，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。埋深在53.40~106.25m，平均90.86m，与12煤层间距平均为29.61m。回风顺槽设计巷道断面为矩形，巷道宽度为3.6m，高度3m。1）支护方式选择锚杆支护的作用主要有悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用和楔固作用等。锚索的作用主要是将锚杆支护形成的次生承载层与围岩的关键承载层相连，提高次生承载层的稳定性。即使次生承载层发生断裂、转动，也不致于失稳而引起顶板垮落。同时，由于锚索可施加较大的预紧力，可挤紧岩层中的层理、节理、裂隙等不连续面，增加不连续面之间的摩擦力，从而提高围岩的整体强度。由地质资料分析可知，煤层平均厚度为10.80m，煤层的直接顶板为松散的砂砾岩，胶结性非常差。采用综采放顶煤开采，巷道基本沿煤层底板布置，由于煤层底板为炭质泥岩，遇水底鼓，因此，留0.5m厚的底煤。如果只采用锚杆支护，由于巷道的跨度较大，在采动影响下，势必会发生锚杆锚固范围内的煤体离层、甚至塌落，导致冒顶事故的发生。因此，为保证生产安全，应使锚杆锚固范围内的煤层不塌落，保持巷道的相对完整，就必须打锚索才能达到目的。虽然锚索打在煤层中，但煤层较松散的砂砾岩顶板要好得多，能起到锚索应起的作用。由于综放巷道沿煤层底板布置，巷道上方有7m左右的煤层，因此，巷道支护应采用锚杆+金属网+锚索+钢带的支护方式。2）锚杆支护参数确定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L=L1+L2+L3式中L——锚杆长度，m；L1——锚杆外露长度，m；L2——锚杆有效长度，m；L3——锚杆锚固长度，m。①锚杆外露长度L1的确定L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02~0.03）m一般L1=0.15m。②锚杆有效长度L2的确定锚杆有效长度L2的确定方法有三种，一是采用声波法测出巷道围岩松动圈范围；二是采用岩层探测分析仪进行测量；三是采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。由于没有测定巷道围岩松动圈，也没有采用岩层探测仪进行测量，因此，本项目采用解释法中普式自然平衡拱理论确定L2。巷道顶锚杆有效长度L2的确定：由于实测煤的坚固性系数为1.9，小于2，因此，采用下式确定L2：L21B13.644.2)1.17fHctg4521.93ctg(45222m巷道帮锚杆有效长度L2的确定：1fB111.93.611.2L22fB1121.93.611m式中f——普氏系数；B——巷道跨度，m；H——巷道掘进高度，m；——内摩擦角，44.2（o）。③锚杆锚固长度L3的确定L3=0.3~0.4m顶锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.15+1.17+0.3=1.62m取2m。帮锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.15+1.2+0.3=1.65m取1.8m。（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，锚杆间排距D按下式计算：D≤0.5L=0.5×2.5=1.25m考虑巷道在煤层中布置，为安全起见，锚杆间排距确定为0.8m。（3）锚杆直径的确定顶锚杆：d=L/110=2/110=19mm取20mm。帮锚杆：d=L/110=18/110=16mm取20mm。④锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：QKL2D2r31.91.2521.210.7t式中Q——锚杆锚固力，t；K——锚杆安全系数，取2~3；L2——锚杆有效长度，m；r——视密度，t/m3。⑤锚杆角度靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°。2）锚杆的选择（1）常用锚杆杆体的材料性能常用钢材及其性能见表5；锚杆适宜选用45Mn罗纹钢，其承载能力见表6。（2）锚杆的选择巷道锚杆选择φ=20mm、45Mn螺纹钢锚杆。Q=10.7t＜12.4t3）锚固剂的确定锚杆支护巷道采用树脂锚固剂。树脂锚固剂应具备的主要特性见表7，树脂锚固剂产品型号见表8，树脂锚固剂的规格见表9，树脂锚固剂的主要技术指标见表10。表5锚杆常用材料及其性能钢筋材质部标代号直径屈服强度极限强度延伸率/%类别钢号代号/mm/MPa/MPaδ5δ10Ⅰ级3号QYB171－696~402403802521235Ⅱ级16锰16MnYB171－696~253205201628~40500Ⅲ级25锰硅25MnSiYB171－696~4040058014155号钢A5YB171－6528050019表645M螺纹钢承载能力杆体直径/mm屈服载荷/kN破坏载荷/kN备注22124200自制等强锚杆表7树脂锚固剂应具备的主要特性特性拉压强度/MPa树脂药卷长度/mm指标≥60300～900之间的各种不同规格粘度低粘度，一边杆体很容易地穿过树脂搅拌与等待时间/s搅拌等待快速凝固10~1510~15中速凝固15~3010~15慢速凝固15~3060~100表8树脂凝固剂产品的型号型号特性凝胶时间/min固化时间/min备注CK超速0.5~1≥5°K快速1.5~2≥7C环在20±1Z中速3~4≥12境温度下测定M慢速15~20≥40表9树脂锚固剂的规格型号规格/mm重量/g适应钻孔/mm每箱支数适用范围Z3537φ35×370700±10φ42±240井筒装备安装Z3539φ35×300550±10φ42±240巷道锚喷支护端锚Z2853φ28×350400±10φ32±240巷道支护及其他Z2850φ28×500640±10φ32±240巷道支护及全长锚固Z2353φ23×35000±10φ32±250巷道小直径支护及全长锚固表10树脂药卷主要技术参数性能指标性能指标拉压强度≥60MPa振动疲劳＞800万次剪切强度≥35MPa泊松比≥0.3容量1.9~1.2g/cm3贮存期＞9个月弹性模量≥1.6×104MPa适应环境温度°－30~+60C粘接强度对混凝土±＞7MPa，对螺纹钢＞16MPa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。回风顺槽锚杆支护布置见图1所示。4）锚索支护参数的确定锚索由索体、锚具和托板等组成，索体一般用具有可弯曲、柔性的钢绞线制成。锚索的特点是锚固深度大、承载能力高、可施加较大的预紧力，因而可获得比较理想的支护效果。其加固范围、支护强度、可靠性是普通锚杆支护所无法比拟的。煤矿应用锚索技术，特别是在应用小孔径树脂锚固预应力锚索后，锚索在煤巷中得到大面积推广应用，显著扩大了锚杆的应用范围，提高了巷道的安全可靠性，成为支护困难巷道补强加固的主要手段。按锚索材料分，有精轧螺纹钢筋、高强度钢丝和钢绞线锚索；按锚固材料分，有水泥浆锚固、树脂锚固及水泥浆树脂联合锚固；按锚固长度分，有端锚和全长锚固；按锚索索体的数量分，有单体锚索和锚索束；按预紧力分，有预应力锚索和非预应力锚索。根据蒙西煤矿的特点，本项目采用7股5mm的钢绞线锚索，其力学性能见表11所示。表11锚索索体的力学性能结构直径/mm拉断载荷/kN延伸率//%1×715.22603.517.83534（1）锚索长度的确定X=X1+X2+X3=0.3+3.6+1.7=5.6m取6m。式中X1——锚索外露长度，取0.3m；X3——锚索锚固长度，取1.7m；X2——潜在不稳定岩层高度,取3.6m。X2=B=3.6m。B为巷道跨度，m。（2）锚索排距s=3σ/4B2γk=3×260/（4×3.62×12.0×0.5）=2.5m式中σ——每根锚索最低破断载荷，260kN；γ——煤岩体积力，12.0kN/m3；B——巷道宽度，3.6m；k——安全系数，取0.5；由于巷道宽度为3.6m，因此，布置2排锚索，即锚索排数为2排，排距2m，布置在靠巷道中间位置，如图5所示。（3）锚索间距m=0.85B/n=（0.85×3.6）/2=1.53m取1.5m。式中n——排数；B——巷道宽度，3.6m。锚索支护参数见图5所示。A-A剖面图5回风顺槽锚杆支护布置图221+2煤层运输顺槽锚杆支护参数设计运输顺槽设计巷道断面为矩形，巷道宽度为4.5m，高度3m。支护方式选择：采用锚杆+金属网+锚索+钢带的支护方式。1）锚杆支护参数确定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L=L1+L2+L3式中L——锚杆长度，m；L1——锚杆外露长度，m；L2——锚杆有效长度，m；L3——锚杆锚固长度，m。①锚杆外露长度L1的确定L1=垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）一般L1=0.15m。②锚杆有效长度L2的确定巷道顶锚杆有效长度L2的确定：由于实测煤的坚固性系数为1.9，小于2，因此，采用下式确定L2：L21BHctg45214.53ctg(4544.2)1.85f21.922m巷道帮锚杆有效长度L2的确定：1fB111.94.511.2L212fB1121.94.51m式中f——普氏系数；B——巷道跨度，m；H——巷道掘进高度，m；——内摩擦角，44.2，（o）。③锚杆锚固长度L3的确定L3=0.3~0.4m顶锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.15+1.85+0.3=2.3m取2.4m。帮锚杆长度：L=L1+L2+L3=0.15+1.2+0.3=1.65m取1.8m。（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，锚杆间排距D按下式计算：D≤0.5L=0.5×2.4=1.2m考虑巷道在煤层中布置，为安全起见，锚杆间排距确定为0.8m。（3）锚杆直径的确定顶锚杆：d=L/110=2.4/110=21mm取22mm。帮锚杆：d=L/110=1.8/110=16mm取18mm。④锚杆锚固力计算锚杆锚固力可按下式计算：QKL2D2r32.21.2521.212.4t式中Q——锚杆锚固力，t；K——锚杆安全系数，取2~3；L2——锚杆有效长度，m；——视密度，t/m3。锚杆角度靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°，其它锚杆垂直于巷道顶部安设。2）锚杆的选择同回风顺槽。3）锚固剂的确定同回风顺槽。运输顺槽锚杆支护布置见图6所示。4）锚索支护参数的确定（1）锚索长度的确定X=X1+X2+X3=0.3+3.6+1.7=5.6m式中X1——锚索外露长度，取0.3m；X3——锚索锚固长度，取1.7m；X2——潜在不稳定岩层高度，取4.5m。X2=B=4.5m式中B为巷道跨度，m。锚索长度取6m。（2）锚索排距s=3σ/4B2γk。=3×260/(4×4.52×12.0×0.5)=1.6m由于巷道宽度为4.5m，因此，布置3排锚索，即锚索排数为3排，排距1.5m。式中σ——每根锚索最低破断载荷，260kN；γ——煤岩体积力，12.0kN/m3；——巷道宽度，3.6m；k——安全系数，取0.5；（3）锚索间距m=0.85B/n=（0.85×4.5）/3=1.28m取1.2m。式中n——排数；B——巷道宽度，4.5m。锚索支护参数见图6所示。A-A剖面图6运输顺槽锚杆支护布置图