坚硬顶板爆破弱化方式研究

任安大

（山西省中阳县国土资源局，山西吕梁 033400）

坚硬顶板爆破弱化方式研究

任安大

（山西省中阳县国土资源局，山西吕梁 033400）

基于把坚硬顶板假设为固支梁的基本理论，对常见的5种顶板爆破弱化的手段进行研究，主要对比其垮落后的步距和钻孔量，结果表明端部切断放顶爆破垮落步距最小，超前深孔预裂爆破需要的钻孔量最小，并对其爆破参数进行了研究，计算合理的炮孔装药量为7.93 kg/孔，结果表明在工程中有效的减少了来压步距和瓦斯的积聚。

坚硬顶板；爆破；弱化；瓦斯积聚

坚硬顶板目前存在的主要弱化方式有两种，一是注水软化，通过改变其岩体内部结构和岩石的力学参数，使顶板垮落步距减少，其缺点在于改变所需要的时间较长，效果不会立即出现，而且对岩石的要求较高，即能够吸水软化后的强度下降较大。二是采用爆破弱化，任卫兵[1]采用弱化的手段对工作面的来压进行了现场分析，表明了爆破弱化的作用；崔永杰[2]采用了爆破弱化后对防治瓦斯的突然涌出起到了作用；文章[3～6]则对坚硬顶板的处理方式进行了研究；王开[7]等对放顶的方式进行了有益的探讨，但上述研究对垮落步距的研究较少。

本文主要研究了不同爆破位置的钻孔情况，对弱化坚硬顶板后垮落步距的变化，并对超前深孔预裂爆破的参数进行了研究，对坚硬顶板的弱化具有指导意义。

1 弱化方式选择

根据顶板弱化的机理和爆破钻孔的位置，把控制放顶分为循环浅孔爆破、端部切断放顶爆破、中部拉槽爆破、超前深孔预裂爆破、地面深孔爆破五种方式。

坚硬的破坏可以简化看做为固支梁，其拉应力达到极限抗拉强度发生破坏：

1.1 循环浅孔爆破

循环浅孔爆破指按照一定的循环，依次布置浅孔，安装炸药进行爆破，使坚硬顶板部分垮落，减少其厚度，同时垮落的坚硬矸石作为支撑系统的一部分，支撑上部底板。图1为循环浅孔爆破岩梁力学模型。

式中：L1为爆破后的极限跨度，m；a为传递载荷的改变因子；hc为坚硬顶板剩余的高度，m。

当L1为爆破前长度L0的1/n时，可推导出hc

需要布置钻孔的高度hL为：

1.2 端部切断放顶爆破

图2为端部切断岩梁力学模型。端部切断，是指在开切眼处钻孔，使之产生预裂，改变顶板的垮落状态，由两边固支的固支梁转换为一边悬空的悬臂梁，则初次垮落步距为：

那么，L2为爆破前长度L0的

1.3 中部拉槽爆破

中部拉槽爆破，是指当工作面的悬顶距超过了极限垮落步距的一半时，在中部布置炮眼，主要对悬顶的长度进行控制。图3为中部拉槽岩梁力学模型。

若要求拉槽后的顶板断裂步距是正常垮落的1/n，则要求的拉槽深度hl推算如下：

1.4 超前深孔预裂爆破

图4为超前深孔预裂爆破岩梁力学模型。此法主要是在顺槽施工超前工作面爆破钻孔，使顶板发生预先破断，通过减小顶板前方抗弯截面模量，从而缩短极限垮落步距。

1.5 地面深孔爆破

此法主要是在地面进行钻孔，孔底到达采空区处的坚硬顶板处，强制放顶制造大面积的垮落，使来压变平稳。主要适用于垮落的顶板面积较大，上述的其中几种方式较危险；埋深较浅，采用地面钻孔爆破在技术上可以控制、经济上合理。图5为不同爆破方式的钻孔量。

根据式（5）、（6）、（10）、（12），并假定当n=2，即当采用各种爆破方式后的垮落步距为正常垮落步距的1/2时，所需要的钻孔量为：

循环钻孔爆破：

式中：a为传递载荷的改变因子，根据文献[7]的计算，选择a为0.3。

端部切断放顶爆破：

中部拉槽爆破：

超前深孔预裂爆破：

由图5和上述的计算可知，超前钻孔时所需要的钻孔长度最小，体现了工程量最少，在同样的破断步距时所需的炸药量最少。采用端部切断放顶时，所需要的炸药量较多，但破断的步距仅为正常步距的；随着垮落步距的减小，所需的炸药量增加，而且趋向于平稳，最终值为整个坚硬顶板的厚度。

2 超前深孔预裂爆破技术方案

2.1 顶板爆破高度

根据关岭山顶板的钻孔显示，顶板K2石灰岩的总厚度为9.7m，其中包括0.7m的软弱泥岩，认为有效高度为9m，则：

2.2 爆破炮孔间距

根据断裂力学的计算，其间距为：

式中：K为坚硬顶板的调整参数，一般为15～20；R为钻孔直径，m；f为顶板的普氏系数；σc单轴抗压强度，根据岩石力学参数实验，取100 MPa。

取间距P为3m。

2.3 装药量

根据预裂爆破炸药量的公式[9]：

式中：Qx线为单位长度的装药量，g/m；D为炮孔直径，m；由于受岩石强度和施工设备的的要求，经验参数为60～90mm，取70mm。

代入参数得：

所以，装药长度为4.5m时，炮孔装药量为7.93 kg/孔。

3 结论

1）通过对5种弱化方式的比较，选择了在同样垮落步距情况下钻孔和装药量最小的超前深孔预裂爆破，并对其爆破参数进行了设计，保证炮孔装药量为7.93 kg/孔。

2）通过现场的实测，经过弱化以后的初次来压步距由原来的15m变成了5m。

3）由于超前预裂的作用，一方面通过爆破提前释放了坚硬顶板的瓦斯，另一方面在来压期间防止了瓦斯的突然大量的急剧，说明了此方法的成功性。

[1]任卫兵,廖学东，陈言可.坚硬顶板弱化条件下首采工作面矿压显现规律[J].煤矿安全，2013，4（34）：217-223.

[2]崔永杰，孙祺，郑跃兵，等.坚硬顶板弱化处理防止瓦斯骤然涌出[J].煤炭技术，2011，30（12）：80-82.

[3]靳钟铭，徐林生.煤矿坚硬顶板控制[M].北京：煤炭工业出版社，1994.

[4]朱德仁，钱鸣高，徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨[J].煤炭学报,1991，16（2）：11-18.

[5]周昆雄.预裂爆破线装药量计算式的理论研究[J].云南水力发电，2009，1(25)：15-19.

[6]曹民远.急倾斜特厚煤层间岩柱地面深孔爆破预裂试验及效果研究[J].中国煤炭，2014，40(S)：55-57.

[7]王开，康天合，李海涛，等.坚硬顶板控制放顶方式及合理悬顶长度的研究[J].岩石力学与工程学报，2009，11(28)：2320-2327.

Study on Blasting Weakening of Hard Roofs

REN Anda
(Land and Resources Bureau of Zhongyang County,Lvliang 033400,China)

Based on an assumption of taking hard roofs as clamped beams,five common blasting weakeningmethods ofroofs were studied.Step distance and drill-hole number before and after the collapse were compared.The results show that collapsing step distance isminimum when end roof caving blasting and advanced deep-hole pre-splitting blasting needs least drill-holes.Blasting parameters were studied. By calculation,the reasonable explosive charge of boreholes was determined to be 7.93 kg per hole,which effectivelyreduced the weightingintervals and gas accumulation in the engineering.

hard roof;blasting;weakening；methane accumulation

TD327.2

A

1672-5050（2015）05-0050-03

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.017

（编辑：刘新光）

2015-06-22

任安大（1962-），男，山西中阳人，在读本科生，助理工程师，从事煤矿安全管理工作。