程庄煤矿15306初始设计1115.docx

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程庄煤矿15306初始设计1115

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿

15306综放工作面巷道锚固支护方案初始设计

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司

山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司

太原市明仕达煤炭设计有限公司

二○一七年十一月

委托单位:

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司

承担单位:

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿

山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司

太原市明仕达煤炭设计有限公司

项目负责人:

李志强董事长高级工程师

项目参加成员:

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿

李冬生总经理工程师

张福喜总工程师工程师

赵义寿副总工程师工程师

史晓东生产技术部长高级工程师

刘志强生产技术副部长助理工程师

王向阳生产技术部助理工程师

姚庆刚生产技术部助理工程师

李海平工区区长工程师

王滨祥工区副区长工程师

山西煤炭运销集团阳泉有限公司

赵中玲总工程师高级工程师

宋建军生产技术部长高级工程师

赵富强生产技术副部长高级工程师

晋能集团有限公司

王平虎总工程师高级工程师

李风珍技术研究院高级工程师

王东技术研究院高级工程师

孙国强技术研究院高级工程师

田王健技术研究院工程师

太原市明仕达煤炭设计有限公司

高云芝副总经理高级工程师

1绪论

受阳泉市燕龛煤炭有限责任公司的委托，山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司承担了《程庄煤矿15306综放工作面巷道锚固支护方案项目研究》课题。

该课题主要包括巷道围岩地质力学评估、巷道支护初始设计、井下巷道矿压监测方案、日常监测、信息反馈和修正设计等5个部分。

在巷道围岩地质力学评估部分中，主要包括煤层厚度、煤层倾角与水平方向的夹角、地质构造、水文地质条件、煤巷几何形状与尺寸、2倍巷道宽度范围内顶底板岩层层数与厚度、岩层物理力学参数、巷道埋深、煤柱宽度和采动影响等。

在巷道支护初始设计部分中，主要包括锚杆支护参数设计、锚杆支护材料选择、锚杆支护施工工艺和矿压监测方案等。

在日常监测部分中，主要包括锚杆（索）预紧力检查、锚杆（索）锚固质量巡回视检查、锚固力拉拔检查等内容。

在信息反馈和修正设计部分中，锚杆支护设计不是一次完成，而是一个动态过程。

以理论计算和矿压监测为主，矿井地质条件不同时，及时调整支护参数，重视锚杆（索）的支护质量检查与受力监测，发现问题及时修正设计。

2程庄煤矿15#煤层地质条件与开采情况

2.1煤层基本情况

阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿获批开采3~15#煤层，现开采9#和15#煤层。

15#煤层位于太原组下部，上距9#煤层60.77~88.29m，平均79.85m。

煤层结构简单－复杂，含0~3层夹矸，煤层厚度6.50~8.65m，平均7.36m。

煤层的可采性指数为1，煤层厚度变异系数为8.54%，根据井田内钻孔分布情况，确定该煤层为全井田稳定可采煤层，煤层伪顶为砂质泥岩、泥岩，直接顶板为石灰岩，底板为砂质泥岩、泥岩。

井田内15#煤层已进行小范围的开采，现在井田中部已部分采空。

根据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2011]438号“关于阳泉市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”、山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2011]1634号“关于阳泉市2011年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”、山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发[2013]394号“关于阳泉市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，程庄煤矿2009~2012年度瓦斯等级为高瓦斯矿井。

根据2016年7月山西省煤矿设备安全技术检测中心对15#煤尘爆炸性鉴定报告和自燃倾向性鉴定报告，15#煤层不易自燃，煤尘无爆炸性。

2.2地质构造与水文地质条件

程庄煤矿井田位于沁水盆地北缘东段，盂县坳缘翘起带南侧，复式背斜构造的南翼，区域地层总体走向近东西向，向南倾伏，在此基础上发育有次一级褶曲构造。

受区域构造影响，本井田基本呈一走向北东、北西，向南、南西倾斜的单斜构造，在此基础上发育有宽缓的背斜、向斜相间分布的褶曲构造，井田地层总体较平缓，地层倾角一般3~8°，局部可达18°左右，井田内断裂构造不发育，未发现岩浆岩侵入。

井田内地层平缓，褶曲宽缓，断层不发育，无岩浆岩侵入，地质构造复杂程度属简单类型。

程庄煤矿开采9#和15#煤层，其直接充水含水层为太原组灰岩裂隙含水层、山西组砂岩裂隙孔隙含水层，单位涌水量0.050~0.075L/s.m，含水层富水性弱；程庄煤矿井田内奥灰水水位低于各煤层底板标高，奥灰岩溶水对井田内9#和15#煤层开采无影响。

因此开采井田内9#和15#煤层，采动破坏或影响的含水层及水体类别划分为简单。

2.315306工作面巷道布置

15306工作面煤层厚度为6.5～8.65m，平均厚度为7.27m，为北翼第三个工作面，布置有进风巷、回风巷、高抽巷、低抽巷、开切眼五条巷道。

附图为15306工作面巷道布置图。

15306工作面巷道布置图

15306工作面地面相对位置位于石垴山以北、枣林沟（已搬迁）以西的山谷沟梁地带，地表无公路、桥梁等建筑物，地面标高为1052.2~1108.42m，井下标高773.6~780m，埋藏深度为282.2~328.4m；工作面上部为9#煤层9503、9504工作面采空区及皇后越界采空区，由于15#煤层至9#煤层层间距为90m左右，对井下掘进无影响；该工作面东部为15304工作面（2017年6月前采空），北部为盂县皇后煤炭有限公司尚未布置工作面，15306工作面停掘位置距程庄煤矿矿界20m，对井下掘进无影响，15306工作面西部为未开采过的实体煤。

15306工作面总体为单斜构造，北高南低，向南倾伏，煤层倾角1~6°，煤层结构简单。

工作面平均走向长1250m，开切眼长225m。

15306进风巷掘进断面尺寸为宽5.0m，高3.3m，掘进断面16.5m2，煤层倾角1~6°，平均3°。

15306回风巷掘进断面尺寸为宽4.7m，高3.3m，掘进断面15.51m2，煤层倾角1~6°，平均3°。

15306开切眼掘进断面尺寸为宽8.8m，高2.9m，掘进断面25.52m2。

15306高抽巷掘进断面尺寸为宽3.1m，高2.5m，掘进断面7.75m2。

沿10#煤层顶板掘进。

10#煤层平均厚度0.22m，直接顶为K4灰岩，厚度为0.7~3.8m，平均厚度为2.25m，基本顶岩性为砂质泥岩，厚度为7.0~23.8m，平均厚度为12.6m；底板为砂质泥岩，厚度为3.31~8.29m，平均厚度为6.46m。

单斜构造，倾角2~6°，平均为4°。

10#煤层与9#煤层层间距为25m，与15#煤层层间距为65m。

3程庄煤矿15#煤层回采巷道围岩地质力学评估

3.1巷道围岩物理力学参数分析

巷道围岩物理力学参数的资料来源为：

山西地宝能源有限公司提交的《阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿生产地质报告》和本课题组顶板岩层结构窥视资料。

根据山西地宝能源有限公司2015年4月提供的《阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿生产地质报告》，15#煤层顶底板工程地质特征如下：

中国煤炭地质总局华盛水文地质勘察工程公司山西分公司在程庄煤矿井田施工BZ-1、BZ-3、BZ-5钻孔时，对3#、8#、9#、15#煤层顶底板进行采样，并送河北省煤田地质研究所进行岩石物理力学性质测试，其中15#煤层测试成果如下：

顶板（石灰岩）含水率0.4~0.8，平均0.6%；普氏硬度系数11.3~11.9，平均11.57；抗压强度113.4~119.2MPa，平均115.93MPa；抗拉强度3.58~3.91MPa，平均3.75MPa；抗剪强度：

内摩擦角39°38′~41°34′，凝聚力系数为14.9~15.6MPa，平均15.23MPa；属坚硬岩石，岩石稳定性好。

底板（砂质泥岩）含水率0.6~0.7，平均0.67%；普氏硬度系数2.3~2.7，平均2.5；抗压强度23.4~27.3MPa，平均25.3MPa；抗拉强度1.23~1.28MPa，平均1.25MPa；抗剪强度：

内摩擦角30°35′~32°28′，凝聚力系数为2.8~3.1MPa，平均2.97MPa；属坚硬岩石，岩石稳定性好。

图3-1为其综合柱状图。

图3-1综合柱状图

3.2巷道顶板窥视情况

本课题在15306工作面进、回风巷已掘巷道和与15306高抽巷同层掘进的9508配风巷分别进行了顶板窥视工作。

位置为：

15306进风巷200m处、800m处；15306回风巷150m处、270m处、500m处；9508配风巷15m处、150m处。

15306进风巷窥视结果：

掘进时留顶煤厚约3.6~4.1m，顶煤完整性较好，无明显破碎、裂隙，K2灰岩及以上顶板岩层整体性较好，无裂隙。

进风巷200m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶煤3m处顶煤5m处顶板

7m处顶板10m处顶板13m处顶板

15m处顶板17m处顶板19m处顶板

进风巷800m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶煤3m处顶煤4m处顶煤

5m处顶板7m处顶板10m处顶板

15306回风巷窥视结果：

掘进时留顶煤厚约3.9~4.3m，顶煤完整性较好，但局部受相临工作面采动影响，有明显破碎、裂隙，K2灰岩及以上顶板岩层整体性较好，无裂隙。

回风巷150m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶煤3m处顶煤4m处顶煤

6m处顶板8m处顶板10m处顶板

13m处顶板17m处顶板20m处顶板

回风巷270m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1.3m处顶煤（破碎）2m处顶煤4m处顶煤

6m处顶板9m处顶板11m处顶板

13m处顶板15m处顶板16m处顶板

回风巷500m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶煤（破碎）2m处顶煤4m处顶煤

5m处顶板7m处顶板9m处顶板

11m处顶板15m处顶板19m处顶板

9508配风巷窥视结果：

掘进时沿10#煤层顶板掘进，顶板岩层整体性较好，无裂隙。

配风巷10m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶板3m处顶板5m处顶板

7m处顶板11m处顶板15m处顶板

配风巷150m处顶板窥视主要煤（岩）层视图：

1m处顶板3m处顶板5m处顶板

7m处顶板11m处顶板15m处顶板

3.315#煤层巷道围岩稳定性分类

3.3.1巷道围岩稳定性分类基础

1988年原煤炭工业部颁发了试用《我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》，包括缓倾斜、倾斜、急倾斜和各种煤层厚度回采巷道，煤层上下山，其他煤巷以及岩石巷道等全部在内的采准巷道围岩稳定性分类方案。

根据这一分类方案，巷道围岩的稳定性划分为非常稳定（Ⅰ类）、稳定（Ⅱ类）、中等稳定（Ⅲ类）、不稳定（Ⅳ类）和极不稳定（Ⅴ类）5个类别。

我国煤炭系统的专家、学者和工程技术人员在煤巷锚杆支护研究、设计与施工方面做了大量的工作，积累了丰富的经验，原煤炭工业部锚杆支护专家组将他们的经验集中起来，在采准巷道围岩稳定性分类的基础上，制定了煤巷锚杆支护技术规范。

该规范的要点为：

（1）顶板必须采用金属杆体锚杆。

全长锚固或加长锚固锚杆应选用螺纹钢体杆。

采用端部锚固锚杆时，设计锚固力不应低于64KN，采用全长锚固锚杆时，杆体破断力不应小于130KN。

（2）一般情况下，巷帮应支护。

巷帮锚杆的设计锚固力不应低于40KN。

根据巷道断面、煤层厚度与强度、节理裂隙发育程度、埋藏深度、护巷煤柱宽度、锚杆是否经受截割等因素确定巷帮锚杆的形式与参数。

（3）锚杆孔径与锚杆杆体锚固段直径之差宜保持在6～10mm范围之内。

（4）顶板靠巷道两帮的锚杆，一般应向两帮倾斜15°～30°（与铅垂线夹角）。

（5）推荐的金属杆体锚杆支护参数系列见表3-1所示。

（6）推荐的巷道锚杆基本支护形式与主要参数见表3-2所示。

表3-1金属杆体锚杆系列参数

项目

系列

锚杆长度/m

1.4，1.6，1.8，2.0，2.2，2.4，2.6

锚杆杆体直径/mm

16，18，20，22，24

锚杆孔径/mm

26，28，31，33

锚杆排距/m

0.6，0.7，0.8，0.9，1.0，1.1，1.2，1.4

锚杆间距/m

0.6，0.7，0.8，0.9，1.0，1.1，1.2，1.4

注：

帮锚杆杆体直径可选用14mm，锚杆孔径优先选用28mm。

表3-2巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择

巷道类别

巷道围岩稳定状况

基本支护形式

主要支护参数

Ⅰ

非常稳定

整体砂岩、石灰岩：

不支护

不支护

其它岩层：

单体锚杆

端锚：

杆体直径：

>16mm

杆体长度：

1.6～1.8m

间排距：

0.8～1.2m

设计锚固力：

64～80KN

Ⅱ

稳定

顶板较完整：

单体锚杆

顶板较破碎：

锚杆+网

端锚：

杆体直径：

16～18mm

杆体长度：

1.6～2.0m

间排距：

0.8～1.0m

设计锚固力：

64～80KN

Ⅲ

中等稳定

顶板较完整：

锚杆+钢筋梁，或桁架

顶板较破碎：

锚杆+W钢带（或钢筋梁）+网，或增加锚索。

桁架+网，或增加锚索

端锚：

杆体直径：

16～18mm

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：

18～22mm

杆体长度：

1.8～2.4m

间排距：

0.6～1.0m

Ⅳ

不稳定

锚杆+W钢带+网，或增加锚索

桁架+网，或增加锚索

全长锚固：

杆体直径：

18～22mm

杆体长度：

1.8～2.4m

间排距：

0.6～1.0m

Ⅴ

极不稳定

1、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+金属可缩支架，或增加锚索

3、底鼓严重：

锚杆+环型可缩支架

全长锚固：

杆体直径：

18～24mm

杆体长度：

2.0～2.6m

间排距：

0.6～1.0m

注：

1、巷帮锚杆支护形式与主要参数视地应力大小、巷帮煤（岩）强度、节理状况、护巷煤柱尺寸、巷道断面与是否切割等，参照顶锚杆确定；

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、锚杆各构件强度应与相应锚固力匹配；

4、顶板较完整指节理、层理分级为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级，顶板较破碎指Ⅳ、Ⅴ级，见表3-3。

表3-3节理、层理发育程度分级

节理、层理分级

Ⅰ

Ⅱ

Ⅲ

Ⅳ

Ⅴ

节理、层理发育程度

极不发育

不发育

中等发育

发育

很发育

节理间距D1/m

>3

1～3

0.4～1

0.1～0.4

<0.1

层理间距D2/m

>2

1～2

0.3～1

0.1～0.3

<0.1

3.3.2分类结果

15306工作面总体为单斜构造，北高南低，向南倾伏，煤层倾角2~13°，煤层结构简单，单斜构造。

埋藏深度为282.2~328.4m，煤层厚度为6.5～8.65m，平均厚度为7.27m。

15306工作面进风巷掘进断面尺寸为宽5.0m，高3.3m，矩形断面，15306工作面进风巷在15#煤层北回风大巷开口处至60m处的范围内，沿15#煤层顶板掘进，再以俯角7°掘进20m，改为沿15#煤层底板掘进，直至开切眼处。

15306工作面回风巷掘进断面尺寸为宽4.7m，高3.3m，矩形断面，15306工作面回风巷15#煤层北回风大巷开口处至50m处的范围内，沿15#煤层顶板掘进，再以俯角7°掘进20m，改为沿15#煤层底板掘进，直至开切眼处。

顶板灰岩平均普氏硬度系数为11.57，平均抗压强度为115.93MPa，平均抗拉强度为3.75MPa，内摩擦角为41.5°，平均抗剪强度为15.23MPa。

根据顶板围岩结构观察结果，并充分考虑掘进面平均留4m顶煤这一现状，对15306工作面进风巷、回风巷和开切眼围岩进行了分类，分类结果均为Ⅳ级，为不稳定围岩。

根据煤巷锚杆支护技术规范推荐的Ⅳ类巷道锚杆支护基本形式为：

锚杆+W钢带+网，或增加锚索，桁架+网，或增加锚索，全长锚固，杆体直径18~22mm，杆体长度1.8~2.4m，间排距0.6~1.0m。

15306工作面高抽巷沿10#煤层顶板布置，矩形断面，掘进断面尺寸为宽3.1m，高2.5m。

单斜构造，倾角2~6°，平均为4°。

10#煤层与9#煤层层间距为25m，与15#煤层层间距为65m。

10#煤层平均厚度为0.22m，直接顶为K4灰岩，平均厚度为2.25m，基本顶岩性为砂质泥岩，平均厚度为12.6m。

对15306工作面高抽巷围岩进行了分类，分类结果为Ⅱ级，为稳定围岩。

根据煤巷锚杆支护技术规范推荐的Ⅱ类巷道锚杆支护基本形式为：

顶板较完整时基本支护形式为单体锚杆，端锚，杆体直径>16mm，杆体长度1.6~1.8m，间排距0.8~1.2m，设计锚固力64~80KN；顶板较破碎时基本支护形式为锚杆+网，端锚，杆体直径16~18mm，杆体长度1.6~2.0m，间排距0.8~1.0m，设计锚固力64~80KN。

上述结论将作为本次支护的基本依据，采用工程类比和理论计算方法对这些参数进行初步确定，采用矿压监测方法进一步的修正，以达到最优支护效果。

415306工作面巷道锚固支护方案

15306工作面进风巷四邻为实体煤。

进风巷掘进断面尺寸为宽5.0m，高3.3m，矩形断面，净宽4.8m，净高3.1m。

从15#煤层北回风大巷15306工作面进风巷开口处至15306工作面进风巷60m处的范围内，沿15#煤层顶板掘进；从15306工作面进风巷60m处开始，以俯角7°掘进20m，改为沿15#煤层底板掘进，直至开切眼处。

4.115304工作面进风巷支护及矿压分析

（1）沿顶板掘进支护方式

锚杆+5.2m锚索+7.2m锚索+金属网支护。

支护材料：

顶部为反麻花锚杆Φ18×2400mm配100×100×8mm垫片；锚索Ф17.8×7200mm、Ф17.8×5200mm配260×240×12mmW托板；W钢带BHW-1050-240-4-4700，眼距1050mm，五眼。

煤帮：

反麻花锚杆Φ18×2400mm配260×260×10mm拱形托板，40×40×8mm垫片。

金属网1.1×10m。

支护参数：

顶板每排支护5根，第二、四根为Ф17.8×5200mm锚索，第三根为Ф17.8×7200mm锚索，第一、五根为锚杆。

排距为900mm，最边一根距巷帮为400mm。

煤帮布置4根反麻花锚杆，间距800mm，排距900mm，最上一根锚杆距顶板为300mm。

（2）沿底板掘进支护方式

W钢带+金属网+7.2m锚索+8.2m锚索，全锚支护。

支护材料：

W钢带BHW-1050-240-4-4700，眼距1050mm，五眼；锚索Ф17.8×7200mm，Ф17.8×8200mm，配W托板260×240×12mm；反麻花锚杆Φ18×2400mm配260×260×10mm拱形托板，40×40×8mm垫片。

金属网1.1×10m。

支护参数：

顶板每排布置5根锚索，第二、四根采用Ф17.8×8200mm锚索，第一、三、五根采用Ф17.8×7200mm锚索，排距900mm，最边一根距巷帮为400mm。

煤帮布置4根反麻花锚杆，间距800mm，排距900mm，最上一根距顶板300mm。

反麻花锚杆使采用MSCK-28/35树脂锚固剂，顶锚杆锚固力不小于70KN（23.3MPa），顶锚杆螺母扭力矩不小于150N-m，帮锚杆锚固力不小于50KN（16.7MPa），帮锚杆螺母扭力矩不小于120N-m。

锚索采用MSCK-23/120树脂锚固剂，与巷道垂直布置，锚索露出锁具150~250mm。

锚索张拉力不小于160KN（42.5MPa）。

15304工作面进风巷采用锚索+钢带+金属网联合支护，掘进施工完毕后，巷道矿压显现不明显，断面收缩量不大，顶底板移近量最大为50mm，其中顶板下沉量50mm，两帮无明显位移量。

帮锚杆和顶锚索均无明显破坏和拉断现象，观测分析结果说明，此支护在15#煤实体煤巷道掘进中的支护强度能满足巷道使用要求。

据15304工作面回采矿压观测报告，该工作面回采期间受采动影响在端头到超前25m范围内巷道变形明显，观测期间超前支护段进风巷顶底板位移量为100mm，无明显底鼓现象；其余进风巷道大部分压力变化不大。

单体支柱压力检测最大为15MPa，满足回采期间巷道支护强度及断面的需要。

4.215306工作面进风巷锚固支护方案

4.2.115306工作面进风巷锚固参数计算

（1）锚杆锚固长度和锚固力

锚杆锚固形式分三种：

全长锚固、加长锚固和端头锚固。

根据矿井的巷道围岩条件和目前的施工作业规程，在本次设计中，15306工作面进风巷沿15#煤层顶板掘进段应采用加长锚固，沿15#煤层底板掘进段应采用全长锚固。

鉴于沿15#煤层顶板掘进段长度为60m，且灰岩为四节灰岩，统一采用全长锚固，计算时锚固长度与锚固力基本与锚杆杆体的破断载荷相同。

锚杆（索）采用Ф28（27）mm钻头，MSCK23树脂锚固剂。

以15306工作面进风巷沿15#煤层底板掘进为例进行参数计算，顶板采用Ф22mm高强度左旋螺纹钢（25MnSi），其破断载荷为220.5KN。

顶锚杆锚固长度

式中：

为设计锚固力，取锚杆破断载荷；

为锚杆孔半径；

为树脂药卷粘结强度，按松软破碎岩体考虑，取1.35MPa。

所需的药卷长度

式中：

锚杆杆体半径；

树脂药卷半径。

根据计算结果，顶锚杆选取树脂药卷K2360和Z2360各一支。

则每孔实际锚固长度

顶板锚杆实际锚固力

（2）顶板锚杆间、排距

进风巷掘进断面为宽5.0m，高3.3m，沿15#煤层底板布置，留4m顶煤。

根据矿井煤岩体资料，顶板灰岩岩层平均容重取27KN/m3，顶板岩体的普氏系数取11.57，内摩擦角取41.5°。

顶板支护载荷集度

式中：

为顶板岩体中软弱岩层厚度；

为巷道等效跨度；

为顶板岩体普氏系数；

为顶板岩体平均容重；

为巷道高度；

为系数。

顶板锚杆布置密度

式中：

为安全系数；

为变形载荷系数。

顶锚杆布置间、排距

考虑15306工作面单斜构造、围岩裂隙等地质构造和巷道埋深等因素，根据巷道断面参数，取顶锚杆间距为1.1m，排距为1.0m，每排5根锚杆，靠近两帮的锚杆距离巷帮0.3m，垂直顶板布置。

（3）帮锚杆间、排距

两帮煤岩体普氏系数取2.0，两帮所需要的锚固强度

式中：

为锚杆对围岩表面的平均作用力；

为内摩擦角。

式中：

为巷道宽度；

为两帮可承载锚固体厚度。

锚杆布置密度

式中：

为帮锚杆设计锚固力，KN。

则帮锚杆布置间、排距

根据巷道断面参数，取帮锚杆排距为1.0m，间距为1.0m，每排4根锚杆，上帮锚杆距离顶板0.2m，垂直煤帮布置。

（4）帮锚杆采用Ф18mm高强度左旋螺纹钢（25MnSi），顶板和帮锚杆长度不变，仍采用现有锚杆长度2.4m。

（5）锚索参数

选用Φ21.8mm高强度锚索，其破断载荷为430KN，抗拔力320KN。

锚索锚固段为灰岩稳定岩层。

锚固长度

式中：

为设计锚固力，取锚索破断载荷；

为树脂药卷粘结强度，按稳定岩层考虑，取2.5MPa。

所需的药卷长度

如果每孔使用一支K2335和两支Z23