（2-6-11） 式中 RMR—CSIR地质力学分级岩体总评分；
B—巷道宽度，m。
L21001R0M 0R B
用普氏自然平衡拱理论确定松动破碎区的高度时，L2应等于普氏免压拱的高度： 当f≥3时
（2-6-12）
当f≤2时
式中 f—普氏岩石坚固性系数，
L2
B （22-6f-13）
h—巷道掘进高度，m；
a 1 a h4 t0 g 52
f tg RC H
按岩石抗压强度计算 R<30MPa，f=R/60～R/80
塌落拱高
b=a1/f(m) 垂直岩压
（2-6-3）
Q=a1bγ 侧壁岩压
（2-6-4）
p=γh(b+h/2)tg2(450一φ/2)
（2-6-5）
（2） 圆形断面弹性理论公式
示例，当预计的顶底板移近量为800mm时，由图2-6-32曲线查得每米巷道要求的支架承我能力为240kN。如取 棚子间距为0.5m，则正好可选用单架工作阻力为120kN的支架。如顶板较完整取棚子间距为0.7m时，合 理的支架工作阻力位于150和180kN之间，则选用单架工作阻力为180kN的支架，超出的一部分工作阻力 可作为安全系数考虑。
全 长 锚 固 杆 体 直 径 ≥1 8 ～ 2 2 m m 、 杆 体 长 度 1. 8 ～ 2 . 4m 、 间 排 距 0 .6 ～ 1 .0m 、
全 长 锚 固 杆 体 直 径 ≥1 8 ～ 2 4 m m 、 杆 体 长 度 2. 0 ～ 2 . 6m 、 间 排 距 0 .6 ～ 1 .0m 、
Ⅴ 很 发 育 ＜ 0.1 ＜ 0.1
（2） 理论计算法 按悬吊理论锚杆长L可由下式计算
（2-6-10）
式中 L1—锚杆外露长度，一般取L1＝0.15m；
LLLL L2—锚杆有效长度，m；
L3—锚杆锚固长度，由拉拔试1验确定，2m。
3
当直接顶需要悬吊的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。巷道围岩存在松动破碎带时，L2 应大于或等于松动破碎区的高度：
谢谢
4）综合设计方法 各矿区根据具体情况，综合考虑上述方法制定本矿区巷道棚式支架支护设计规范。 阳泉矿区以大量的实测数据为基础，进行理论分析计算并通过工程实践检验，得出综采放顶煤工作面 巷道支护有关参数见表2-6-5。
注 ① 支护安全系数1.2;② 12#矿工钢3.2m跨度时梁承载能力123.48KN/根， ③11#、12#表示11#矿工钢、 12#矿工钢对棚支架型式。
式中
（2-6-18） τ—杆体材料抗剪强度，MPa； K2—顶板抗剪安全系数，一般取K2＝3～6。
s1s2 0.0458D
L2
K2Bq
≥ 4 0 . 6 5
（3） 系统设计法
对于大量工程岩石力学问题，只有少数能得到解析解，这一方面是由于岩体的非匀质、各向异性等特 征，造成岩体本构关系的非线性，以及控制偏微分方程的非线性。另一方面，边界条件常常不能表示为 简单的数学函数。因此，当力学模型建立之后，设计分析和反馈分析阶段通常要采用数值方法得出近似 解。利用有限元法、有限差分法、边界元法和离散元法等工程数值方法，使我们有可能选择更精确的力 学模型处理锚固体的复杂力学特征，例如，非线性、非匀质性、各向异性和时变性等。也有可能解决复 杂的巷道锚杆支护中的工程问题，例如，分步开挖、复杂几何形状、地下水作用、采动影响等问题。
注 1.巷帮锚杆基本支护形式与主要参数视地应力、巷帮煤（岩）强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断 面等因素，参照顶板锚杆确定； 2．对于复合顶板、破碎围岩、易风化、潮解、遇水膨胀围岩，可考虑在基本支护形式基础上增加锚索 加固或注浆加固、封闭围岩等措施； 3．“顶板较完整”指节理、层理分级的Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ，“顶板较破碎”指Ⅳ、Ⅴ级，如7-7所示。
表2-6-12 节理、层理发育程度分级
节 理 、 层 理 分 级 节 理 、 层 理 发 育 程 度
节 理 间 距D1／ m 分 层 厚 度D2／ m
Ⅰ 极 不 发 育
＞ 3 ＞ 2
Ⅱ 不 发 育 1～ 3 1～ 2
Ⅲ 中 等 发 育 0.4～ 1 0.3～ 1
Ⅳ 发 育 0.1～ 0.4 0.1～ 0.3
巷道支护设计
表2-6-4 棚式支架支护形式与主要支护参数
1.2 巷道围岩移近量预算设计方法
巷道围岩移近量是反映巷道围岩稳定性的客观标准，是巷道支护形式选择和计算支护参数的依据。主 要计算方法有解析分析方法、数值分析方法、回归分析方法、概率分析方法和模糊分析方法。通常根据 巷道埋深H和巷道顶底板岩层平均单向抗压强度Rc利用图7-24计算巷道预期围岩移近量UZ。
φ—岩体内摩擦角，（L 0）2。1f B 2hct4g502
根据杆体承载力与锚固力等强度原则计算杆体直径D(mm)：
（2-6-14）
式中 θ—由拉拔试验确定的锚固力，kN；
σt—杆体材料的抗拉强度，MPa。
Q
D 35.52
t
根据每根锚杆悬吊的岩重，计算锚杆的间排距s1、s2（m），通常按锚杆等距排列：
U2=1.4U1。
(a)
(b)
( c)
图2-6-31 巷道埋深和围岩强度与顶底板移近量的关系曲线
a— 无采动影响阶段；b—一次采动影响阶段；c—一次采动后稳定阶段
根据巷道顶底板移近量利用图2-6-32上半部分的曲线查出这种情况下相应的每米巷道要求的支架承载能 力(kN/m)，再根据顶底板岩石性质和裂隙发育程度确定合适的棚子间距。然后利用图2-6-32使每米巷道 要求的支架承载能力与所选定的棚距的连线延长到与图2-6-32下部的横坐标轴相交，就可得到应选支架 的单架工作阻力。如果所得阻力值位于两种架型的工作阻力之间，为安全起见应选工作阻力偏大的一种 架型。
径向应力
（2-6-6）
切向应力
0 r （2-6-7）
剪切应力
（2-6-8）
式中， H 1 2 H 1 c 2 os
θ-极坐标辐射角，
λ- 侧压力系数， μ-泊松比。
r 0
1
（3） 圆形断面弹塑性理论公式
（2-6-9）
2sin
式中:PP i-i支 护阻力H1sinCtgrR 012sinCtg
（2-6-15）
式中 K—锚杆安全系数，一般取K＝1.5～2；
γ—岩石体积力，kN/m3。
s1 s2
Q
KL2
按组合梁理论计算：
式中
（2-6-16）
K1—安全系数，一般取K1＝L32～5；0.5B
K1q
q—均布载荷，kN/m。
t
在考虑了岩层蠕变的影响及顶板各岩层间摩擦作用的影响后：
（2-6-17）
表2-6-11 煤巷顶板锚杆基本支护形式与主要参数
巷道 类别
Ⅰ Ⅱ
Ⅲ
Ⅳ
Ⅴ
巷道围岩 稳定状况 非常稳定
稳定
中等稳定
不稳定
极不稳定
基 本 支护 形 式
主 要 支 护 参数
整 体砂 岩 、 石 灰岩 类 岩 层 ， 不支 护 其 它 岩 层， 单 体 锚 杆
顶 板 较 完 整， 单 体 锚 杆 顶 板 较破 碎 ， 锚 杆+ 网 顶 板 较 完 整， 锚 杆 + 钢筋 梁 或 桁 架
表2-6-5 综采放顶煤工作面巷道支护参数
2 巷道锚杆支护设计
（1） 工程类比法 工程类比法由直接类比法和间接类比法组成。直接工程类比法是建立在已有工程设计和大量工程实
践成功经验的基础上，在地质和生产技术条件及各种影响因素基本一致的情况下，根据类似条件的已 有经验，进行待建工程锚杆支护类型和参数设计。1988年原煤炭工业部颁布试用《我国缓倾斜倾斜煤 层回采巷道围岩稳定性分类方案》以来，经过十余年的应用，分类方案近一步充实、完善，对于锚杆 支护更应当注重巷道顶板岩层结构。在此基础上推荐的巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择见 表2-6-11、表2-6-12。
我国巷道锚杆支护系统设计的基本思想是认为地质调查、设计、施工、监测、信息反馈等是相互关联、 制约和影响的有机整体，巷道支护系统是一个复杂的系统工程。系统设计方法包括6个基本部分： ① 地质力学评估，主要是围岩应力状态和岩体力学性质评估。 ② 初始设计，以有限差分数值模拟分析为主要手段，辅以工程类比和理论计算法。对初始设计选定的方 案进行稳定性分析。
端 锚 杆 体 直 径 ≥ 1 6 ～ 1 8 m m 、 杆 体 长 度 1.6 ～ 2 .2m 、 间 排 距 0.6～ 1.0m 、 设 计 锚 固力 64～80kN
全 长 锚 固 杆 体 直 径 ≥1 8 ～ 2 2 m m 、 杆 体 长 度 1. 8 ～ 2 . 4m 、 间 排 距 0 .6 ～ 1 .0m 、
式中
σx—原岩水平应力，MPa； ξ—反映与梁应力和弯曲有关的各岩层间摩擦作用的慣性矩折减系数（表2-6-13）。
L2
0.01
9B 3
K1q
t x
表2-6-13 由组合梁岩层数目决定的系数数值
组 合 岩 层 数 目
1
2
3
ξ
1
0 . 7 5
0 . 7
根据组合梁的抗剪强度，计算锚杆的间排距s1、s2 （m），通常按锚杆等距排列：
图2-6-32 根据顶底板移近量及棚子间距确定支架工作阻力
1.3 围岩压力分析计算设计方法 （1） 普氏法 围岩压力计算见图2-6-33
图 2-6-33 围岩压力计算见图
计算跨度之半
式中，a-巷道宽度之半 m h-巷高，m φ-岩石内摩擦角。
对粘土及破碎松散岩石
式中:
f-普氏系数。 RC-折减后抗剪强度， γ-岩石容重， H-巷道埋深。
顶板 较 破 碎 ，锚 杆 + W 钢 带 （ 或钢 筋 梁 ） +网 ，