摘要 坚硬顶板下特大型采空场的处理是我国普遍存在的、特有的一类采矿技术难题。提出了一种简便实用、经济可行的联合采空场处理方法——控制爆破局部切槽放顶技术。介绍了该方法的特点，研究了切槽位置、宽度和深度的理论计算方法及松石垫层厚度，进行了二维有限元分析验证，并应用声发射技术和摄影技术评价了实施效果。在东桐峪金矿实践结果表明，切槽宽度和深度的理论计算方法正确、可靠；理论计算的切槽位置仅适用于连续、规则的采空场，否则，会产生偏差；对复杂的采空场，须借助有限元计算补充完善；实施控制爆破局部切槽放顶技术，能实现空场的小型化及其与深部开采系统的隔离，消除大规模顶板冲击地压隐患，并使顶板应力向有利于安全生产的方向重分布。
关键词 爆破工程，空场处理，切槽放顶，控制爆破，有限元，声发射，监测
1 前 言
大量未处理的采空场的存在，是我国矿山生产中普遍存在的重大安全生产隐患。其中，坚硬顶板下特大型采空场的处理，是我国特有的一类采矿技术难题。
国内外已有的采空场处理方法，归纳起来有如下 5 类：崩落采空场，充填采空场，支撑采空场，封闭隔离采空场和联合法处理采空场。其中，前 4类是最基本的空场处理方法。联合法是在上述基本方法基础上的联合，目前有支撑充填、崩落隔离、矿房崩落充填和支撑片落等 4 种联合法。
各类基本采空场处理方法既有优点，也有局限性。应用联合法，容易吸收各基本方法的优点，克服其局限性。但是，目前已有的 4 种联合法还比较昂贵，有必要进一步发展和完善。
根据我国的生产实际情况，对前 4 类基本方法进行理论研究。文[2～5]提出了“控制爆破局部切槽放顶”的采空场联合处理新方法，现场工业试验表明，该方法经济合理、技术可行、简便适用、施工快捷。2002 年元月 17 日鉴定认为，该方法在同类岩体条件下是国内外首创，在东桐峪金矿全面实施至少可带来 3 404 万元的直接经济效益和重大的社会意义，部分实施后，2002 年已为东桐峪金矿带来了 2 900 多万元的直接经济效益，现在还在继续实施中。
本文介绍了该方法的特点，研究了切槽位置、宽度和深度的理论计算方法及垫层厚度，应用二维有限元分析验证了切槽位置，并应用声发射技术、摄影技术评价了实施效果。
2 控制爆破局部切槽放顶技术特点
控制爆破局部切槽放顶技术的要点是：应用控制爆破手段，分别在顶板拉应力最大的地段沿采空场走向全长实施一定宽度的控制爆破切槽放顶，强制顶板最先在该地段冒落，并尽可能使冒落接顶，从而实现空场小型化及其与深部开采系统的隔离；并将开采废石有计划地简易排入处理过的采空区，削弱可能发生的一定规模自然冒落所激起的空气冲击波，消除冲击地压隐患，并使顶板应力向有利于安全开采的方向重分布，确保安全生产。
该技术的优越性表现在如下 4 个方面：(1) 不是 4 类基本采空场处理方法中某几类方法的简单联合，而是应用控制爆破切槽放顶的技术手段，达到应力向有利于安全开采的方向重分布和封隔采空场两个目的，从而确保安全生产，并消除冲击地压隐患。(2) 经济，简便，工作量小，施工快捷。处理43×104 m2空场，仅需放顶约 1.4×104 m2，处理经费
不超过 60 万元，2～3 个月可完成施工。(3) 空场处理和矿柱回收及底板清理可同时进行。(4) 不会引起上部和下部中段巷道的损坏，并可有计划地将采、掘废石简易排入处理过的采空区，从而避免在地面排放而占用耕地或造成泥石流隐患。
该技术适用于处理坚硬顶板下的缓倾斜及水平采空场。
3 切槽位置研究
3.1 首次切槽位置研究[3，4]
根据东桐峪金矿的实际，对最具代表性的典型剖面 XⅦ进行简化后，假设 866 m水平以上矿柱全部采空。根据梁模型假说，A 点为固定端，B 点钢筋混凝土隔离墙为固定支座，矿体露头C为悬臂端。设定剖面宽度为 1 m，选取典型剖面所建立的坐标系如图 1。则顶板载荷集度为[mem]

3.3 切槽位置的二维有限元计算研究
应用 NFAS 非线性二维有限元分析软件，选取东桐峪金矿典型剖面 XⅦ ，应用德鲁克-普拉格塑性准则和拉裂破坏条件和位移边界条件。开挖范围选定 750～1 260 m水平。计算剖面垂直范围为 300～1 500 m 高程，水平范围为 200～1 475 m。共用节点1 618 个，单元 1 634 个。
计算表明(图 3)，采空场顶板分别在 866 和 966 m水平附近均出现了明显拉应力，说明这两处是实施切槽放顶的合理位置。

比较理论推导与有限元计算模拟结果可见，对含有多层不规则或不连续的采空场，如 866 m水平以下、上层采空场突然尖灭，理论求解的切槽位置有一定误差；对规则和连续的采空场，如 866～1 133 m 水平绝大部分都有 2 层基本规则且连续分布的采空场，理论求解的切槽位置与计算模拟基本吻合。理论求解的误差可能是由于采空场不规则、不连续或较复杂时，简化模型与实际相差太远的缘故。
4 切槽深度研究
文[6～8]的模型继承了原有TCK和Ahrens等模型的优点，完善了爆生气体准静态作用引起的微裂纹二次扩展，并且考虑了原岩应力和岩体性质对裂纹扩展的影响，几乎可应用于实际爆破工程设计。但是，文[6～8]的模型中孔壁爆生气体压力 p 0的计算较复杂，且无法计算球形药包以外的裂纹扩展范围，如长条形药包爆破后的裂纹扩展。下面将应用文[6～8]的模型和文[9，10]的研究成果，研究爆破切槽的深度。
选择顶板所受拉应力最大( σ max)的地点切槽放顶时，原岩应力不仅不会部分抵消爆生气体压力p 0，相反，会加速岩体的损伤破坏。因此，根据文[6～8]的研究，微裂纹发生二次扩展的区域为

式中：r2 为爆破裂纹扩展半径，r0 为等效球形药包半径， σ max为切槽放顶地段顶板所受的最大拉应力， s t为岩石抗拉强度， p 0为孔壁爆生气体压力。
根据文[9，10]的研究成果，长条形药包的等效球形药包半径为

式中：r0，re分别为等效球形药包半径、长条形药包半径。
根据文[11]，有 2 种计算 p0的方法，即
经验法：

假设控制爆破切顶的冒落松散岩体全部堆放在放顶带内，为了使冒落岩体充满采空场并接顶，切槽爆破的炮孔深度 L 必须满足：

式(10b)表明，加强堵塞，提高装药密度，可进一步提高爆生气体压力，从而加大裂纹扩展深度，确保一定的凿岩深度能促进的冒落岩体厚度。[/mem]
5 切槽宽度研究
从已回收完顶、底柱的巷道水平的对应顶板开始沿倾向向上实施一定宽度切槽放顶。因为回收完矿柱后，巷道底板水平宽度较大，且局部留下的人工矿柱和含极薄矿脉的矿柱崩落时可残留小半段不崩倒(图 4)，从而降低了控制爆破筑坝的施工难度，增强了坝体的阻波、抗滑能力。对于无平台可利用的倾斜底板，也可很容易地应用爆破技术制造平台和类似残留矿柱的抗滑键。

设切槽宽度为 W(m)；切槽深度为 L(m)；采空场断面高度为 A，根据实际，取 A = 2 m。按典型剖面 X Ⅶ取采空场倾角α= 40°。由于底板凹凸不平，且局部在放顶带外残留有底柱，在放顶带中残留有顶柱。因此，愈接近底板，石渣堆的抗推动能力愈大，推动石渣的突破口应在接近采空场的顶板处。由此可见，松石坝的阻力 F 应用下式计算

一般冒落的规模不易确定，因此，V 无法决定，但可依据石渣堆宽度来检验其可能承受的气流速度。根据文[13]的研究，松石坝隔离带的宽度 W一般为 10～15 m。当 W= 10 m 时，由公式(15)可反算出石渣堆可能承受的气流速度 V = 242.5 m/s。根据文[14]的研究，东桐峪金矿的井下无论发生多大规模的冒落，气流速度都达不到 145.0 m/s。因此，切槽放顶宽度取 10 m 是合理的。
6 松石垫层的厚度研究
根据文[12]，一定厚度垫层 hn能削弱冒落所激起的空气冲击波，即

7 现场实践
根据研究结果，首先在 966 m水平沿走向实施宽 10 m 的大规模控制爆破切槽放顶。崩落凿岩的垂直孔深度取 L=1.94 m，崩落孔装药 8～9 卷，掏槽孔装药 10 卷。为了充分利用炸药的爆炸能，装药后孔口均用长 10～20 cm 的黄泥堵塞。放顶前、后分别在 866 和 980 m水平进行声发射长期监测，监测孔布置见图 5。为了防止爆破振动影响 980 m 平巷的稳定性，在切槽放顶带与 980 m水平间沿走向布置一排分段装药的预裂炮孔。
实践表明，爆后能形成宽 10 m 的松石隔离坝。崩落凿岩的垂直孔深度不要求严格满足 L= 1.94 m，顶、底板就能在隔离坝处良好接顶，见图 6，7。施工过程中未引起开裂严重的 980 m巷道掉小块。放顶后 866 和 980 m平巷的声发射水平明显降低，部分结果见图 8，9。说明这 2 处的应力水平都降低了[15]，这有利于安全开采深部及 980 m附近的矿体。

8 结 论
(1) 切槽位置的计算公式适用于规则和连续分布的采空场处理。对含有多层不规则或不连续的采空场，计算公式求解的切槽位置有较大误差，有必要借助有限元计算模拟修正。
(2) 实践证明，切槽深度和宽度的计算公式简便可靠。已知需要防范的井下空气冲击波速度，就能很方便地计算出松石隔离坝宽度，也就是切槽宽度。同样，已知顶板岩性，也可很方便地计算出切槽深度。
(3) 加强堵塞，提高装药密度，可进一步加大裂纹扩展深度，从而确保一定的凿岩深度，增加冒落岩体厚度。
(4) 将开采废石有计划地排入 12#岩脉采空场，并简易排入处理过的 8#岩脉采空场，可有效地削弱冒落所激起的空气冲击波。
(5) 实践证明，控制爆破局部切槽放顶技术能实现采空场的小型化及其与深部开采系统的隔离，消除大规模顶板冲击地压隐患，并引起顶板应力向有利于安全生产的方向重分布。