大直径钻孔卸压对围岩强度与锚固力影响研究

李小彦，孙德全，谢风华，陈 蓥，王兆义，侯唐业

（1.山东省深部冲击地压灾害评估工程实验室，山东 济南 250104；2.山东省煤田地质规划勘察研究院，山东 济南 250104；3.辽宁工程技术大学 矿业学院，辽宁 阜新 123000；4.梁宝寺能源有限责任公司，山东 济宁 272404）

冲击地压防治是阻碍矿井安全生产的一道难题[1-2]，大直径钻孔卸压由于其施工流程简便，现已成为冲击地压防治的主流方法[3]；但卸压钻孔的施工会破坏围岩完整性，造成围岩体强度下降，影响支护强度[4]。贾传洋等[5]利用实验室试验研究卸压钻孔孔径、孔间距及孔深等参数对试件的影响，借助PFC软件研究试件破坏形态；王猛等[6]通过数值模拟、理论分析及工业性试验等方法，得到了深部钻孔卸压巷道的围岩蠕变规律，并设计了巷道围岩控制方案；盖德成等[7]通过建立钻孔卸压的能量耗散模型，得到了钻孔间距参数与煤体强度的关系；齐燕军等[8]通过相似试验得到不同卸压孔直径下煤柱破坏特征、强度特征及声发射特性；刘红岗等[9]利用数值模拟方法分析了钻孔卸压机理、巷道围岩破坏、应力场、分布；李云鹏、张宏伟等[10-11]通过理论计算、数值模拟得出了忻州窑矿8939工作面钻孔优化方案；朱斯陶等[12]提出了能量耗散指数的概念及该指数与冲击能量指数之间的转换公式；易恩兵等[13]运用FLAC软件对软、硬煤层钻孔卸压效果对比分析；兰永伟等[14]研究了钻孔直径、钻孔间距、煤体应力等对卸压效果的影响。目前关于钻孔卸压的研究成果多集中于钻孔卸压机理、钻孔布置参数和钻孔卸压效果的影响因素上，对大直径钻孔卸压时的围岩弱化特征以及钻孔卸压与巷道支护的相互影响关系的研究较少。如何在密集施工大直径卸压钻孔的同时保证巷道围岩稳定是矿井在实现安全生产时所亟待解决的一项技术难题。为此，结合梁宝寺煤矿实际，基于厚壁理论模型分析围岩体弱化与锚固力间的关系；通过FLAC3D软件进行数值模拟，分析大直径卸压钻孔与围岩强度关系，确定大直径卸压钻孔对巷道围岩强度的弱化程度；利用试验室锚固力实验确定卸压钻孔对锚杆支护锚固力的弱化程度，为确定及优化巷道支护参数提供科学依据。

1 围岩体弱化与锚固力理论

自锚杆支护技术应用于现场以来，国内外众多专家学者在不同角度、假设和理论的基础上，对巷道锚杆支护机理进行了深入研究。其中，围岩强度强化理论认为，锚固系统通过树脂锚杆将锚固力从不稳定围岩传递到稳定围岩，提高了松散围岩体的强度参数，使得围岩整体强度得到提升[15]。

锚固力决定了锚固系统之间的应力传递能力[16]，在钻孔卸压后，由于两帮煤体塑性变形，围岩体强度变低，锚杆锚固力将会变弱，进一步导致巷道围岩变形量增加。因此，研究现场围岩强度在钻孔卸压条件下与锚杆锚固力大小的关系，是钻孔卸压与巷道锚杆支护关系分析的关键。锚固力的测量方法是短拉拔试验，基于厚壁理论平面应变分析方法[17-18]，现场锚固系统、锚固体力学模型及锚固力实验室试验的对应关系如图1，现场锚固系统包括锚杆、锚固剂以及围岩，钻孔围岩的原生裂隙与承载破坏使得围岩径向刚度降低，进而影响锚杆锚固力；为研究围岩刚度对锚固效果的影响，实验室利用PVC、铝、钢等不同材料制作的套筒进行拉拔测试，模拟和分析不同围岩刚度下的锚固力变化规律。

图1 厚壁理论对应关系Fig.1 Correspondence of thick wall theory

通过在实验室选取不同强度的套筒，例如钢、铝或PVC材料制作锚固试件，可测量不同现场围岩强度条件下锚固力的演化规律，建立实验室试验与现场围岩强度变化对应关系[19]。计算方法如下：a为套筒内圆半径，b为套筒外圆半径，p为套筒内部压力，套筒截面如图2。

图2 套筒截面Fig.2 Section of sleeve

根据拉梅方程，可得到平面应力条件下套筒径向刚度St和围岩径向刚度Sr：

式中：Et为套筒弹性模量；vt为套筒泊松比；a为套筒内圆半径，即钻孔半径；b为套筒外圆半径；Er为围岩弹性模量；vr为围岩泊松比。

通过等效径向刚度式（1）和式（2），可对不同现场围岩条件进行不同的实验室试件设计，进而客观反映钻孔卸压后锚固力的演化，为锚杆支护设计提供依据。

2 大直径钻孔导致围岩强度弱化分析

通过数值计算方法得到大直径卸压钻孔稳定后卸压范围内围岩体的等效围岩强度，该围岩强度是巷道支护结构锚固力变化的核心要素。针对梁宝寺煤矿3320工作面煤壁150mm卸压钻孔，建立FLAC计算模型，模型大小：1.0m×1.0m；由对梁宝寺煤矿3#煤层的力学参数测试得到的材料参数取值见表1；约束条件：左右2个平面法向约束，下平面固定，上平面无约束；初始加载条件：根据梁宝寺煤矿3320回采巷道顶底板岩层地应力测试结果，得到左右水平应力16MPa，上平面竖直应力20MPa。

表1 材料参数取值Table1 Material parameters

具体模拟步骤与结果如下：

1）模型首先采用弹性模型、小变形，运行稳定后位移清零，将模型改为摩尔库伦准则和大变形，并从中心挖出半径为75mm的孔进行计算，记录塑性变形元素，围岩强度计算模型如图3。对模型进行竖直方向加载，根据计算，大直径卸压钻孔在孔口处塑性边界约为100mm。大直径钻孔后围岩强度关系如图4。得到的加载后模型应力-位移关系如图4黑线。

图3 围岩强度计算模型Fig.3 Calculation model of surrounding rock strength

图4 大直径钻孔后围岩强度关系Fig.4 Strength relationship of surrounding rock after large diameter drilling

2）为得出钻孔卸压后的围岩弱化程度，可通过返回未钻孔计算模型，通过减少模型材料的剪切模量G、体积模量K参数使围岩强度弱化，得到弱化后的未钻孔围岩体的应力-位移曲线，使之与钻孔卸压后的围岩体曲线进行对比，当二者曲线变化形式一致时，即可确定大直径卸压钻孔对巷道围岩强度的弱化程度。

根据该方法，通过逐步调整模型材料体积模量与剪切模量2个参数使围岩强度降低，进行相同的竖直方向加载，得到模型的竖直应力-围岩位移曲线并进行对比，发现当参数降低至20%～25%时（图4紫线、红线），未钻孔围岩与钻孔围岩的曲线变化形式基本相同，故可得到梁宝寺煤矿3320巷道钻孔卸压后其围岩等效强度约为未挖孔围岩体的75%～80%，即钻孔卸压后围岩强度约减弱20%～25%。

3 实验室锚固力试验

3.1 锚杆抗拉实验与锚固剂参数测试

试验锚杆为梁宝寺煤矿使用的矿用等强锚杆，将其切割为350mm的杆体试件，利用试验机测试其拉拔力，锚杆杆体抗拉测试结果见表2。由试验结果可知，试验所用的螺纹钢锚杆拉拔力为189kN、抗拉强度为601MPa。

表2 等强锚杆试件拉拔试验结果Table2 Pull out test results of equal strength bolt

利用梁宝寺煤矿现场使用的锚固剂制作成标准试件进行锚固剂力学性能测试。试件分别置于试验机上进行抗压和抗剪测试，其中抗压试件选择直径50mm、长100mm的圆柱体，抗剪试件选择棱长为50mm的立方体，锚固剂抗压和抗剪力学参数见表3和表4。根据表3和表4结果拟合得到的剪切强度曲线如图5，计算得到锚固剂黏聚力12MPa，内摩擦角为21°。

表3 锚固剂抗压力学参数Table3 Mechanical parameters of compressive resistance of anchorage

表4 锚固剂抗剪力学参数Table4 Mechanical parameters of shear resistance of anchorage

图5 锚固剂剪切强度曲线Fig.5 Shear strength curves of anchorage

3.2 不同材质套筒下的锚固力测试试验

不同刚度的围岩可用不同材料、壁厚的套筒进行模拟，制作不同材质套筒的锚杆拉拔试件可用于研究锚固力与套筒径向刚度的关系[20]。在进行大直径钻孔卸压后围岩强度会发生改变，为研究大直径钻孔卸压与巷道支护关系，基于文献［20］所述方法，采用不同强度材质的套筒模拟钻孔卸压后围岩强度的变化，并制作拉拔试件以便后续进行锚固力和套筒径向刚度的量化分析。将试验锚杆依次锚固于PVC、6061铝和20#钢制作的4种类型套筒中，套筒与试件类型如图6，每一类试件各制作3个，恒温（23℃）养护24h后进行拉拔测试。

图6 不同材料和尺寸的套筒Fig.6 Sleeves of different materials and sizes

测试的载荷-位移曲线如图7，拉拔试件的平均锚固力及标准差见表5，从表5的锚固力均值数据可以看出，对于梁宝寺巷帮锚杆，试件的锚固力均值分别增长了48.0 %、23.3 %、8.8 %，由此可得大直径卸压钻孔施工使得围岩强度降低，巷道锚杆支护锚固力下降，导致锚固效果变差。

图7 拉拔测试曲线Fig.7 Pull out test curves

表5 拉拔试验数据Table5 Pull out test data

4 锚固力弱化分析

将套筒参数代入式（1），得到4种套筒的径向刚度，套筒径向刚度计算结果见表6，进而得出锚杆试件的平均锚固力与径向刚度的关系。锚固力与围岩径向刚度关系如图8。

表6 套筒径向刚度计算结果Table6 Calculation results of sleeve radial stiffness

图8 锚固力与围岩径向刚度关系Fig.8 Relationship between anchoring force and surrounding rock radial stiffness

通过对4种外形尺寸的锚杆实验数据进行拟合，分别得到梁宝寺煤矿锚杆的锚固力与围岩径向刚度的拟合曲线表达式为：

式中：Fp为锚固力，kN；S为径向刚度，GPa/mm。

式（3）决定系数R2=0.96 ，故可认为，公式能够较准确描述锚固力与围岩径向刚度变化的关系。

通过图8及式（3）可以看出，对于锚杆支护，随着大直径卸压钻孔的施工造成围岩体强度下降，锚杆支护系统的锚固力也随之降低。由于未钻孔围岩体其弹性模量为E=1.0GPa，通过数值模拟得到钻孔卸压后围岩强度降低20%～25%，根据图8分析结果，结合式（2）、式（3），计算出围岩弱化后的径向刚度，得出锚固力弱化量约为10%，故为达到等效岩层控制能力，得出对于有卸压钻孔的巷道支护设计其锚杆锚索支护强度应为无卸压钻孔巷道支护的1.10 倍。

5 结 论

1）通过FLAC3D软件计算大直径卸压钻孔与围岩强度关系，得到梁宝寺煤矿3320巷道钻孔卸压后围岩强度约减弱20%～25%；基于锚固力试验的试验结果，得出该煤矿所用锚杆抗拉强度约为189kN；锚固剂黏聚力为12MPa，内摩擦角为21°；巷道锚杆支护的锚固力随围岩强度变化而变化，平均锚固力介于55.4～110kN之间，由此结果可知卸压钻孔的施工会导致围岩强度降低，进而使锚杆支护的锚固力下降。

2）通过等效径向刚度公式，对不同材质套筒下的锚固力进行测试，得出结论：对于梁宝寺煤矿直径150mm卸压钻孔，锚固力弱化约为10%，为保持等效的围岩控制程度，支护强度设计应为无卸压钻孔时的1.10 倍。