三软煤层坚硬老顶深孔预裂爆破试验

张杰 韩庆福 邸广强 丁自伟 杨敬轩 唐青豹 贾金兑

摘 要：深孔预裂爆破技术是巷道开展切顶卸压进行围岩灾害控制的重要手段，爆破参数的合理设计对于取得良好的预裂效果至关重要，以桑树坪二号井3309工作面运输平巷坚硬老顶为研究对象，基于对老顶深孔预裂爆破机制理论研究，通过经验公式计算求解，结合现场深孔爆破试验及爆后孔壁窥视结果分析，最终通过一系列试验确定爆破参数设计孔径为75 mm，深度为15 m，装药长度为2 m（质量6.8 kg），封孔长度为10 m，炮眼间距为0.6 m，单次循环爆破6个炮眼时，炸药爆破能量利用率更高，可在相邻空孔孔壁观察到明显的变形破坏、形成贯穿性裂隙等，预裂效果基本满足巷道顶板超前卸压工程实施需求。研究结果表明：顶板深孔预裂爆破裂隙区相互贯通时可取得最佳的预裂效果，试验中选取装药量越大，炮眼间距越小，导向空孔布置合理，则爆破预裂效果愈加明显。研究成果可为类似条件下坚硬老顶深孔预裂爆破技术研究提供参考依据。

关键词：深孔预裂爆破;爆破参数设计;钻孔窥视;裂隙区;三软煤层;坚硬老顶

中图分类号：TU 7

文獻标志码：A

文章编号：1672-9315（2020）06-0988-08

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2020.0608开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

Experimental on deep hole pre-splitting blasting

of main roof in three-soft coal seam

ZHANG Jie1，HAN Qing-fu1，DI Guang-qiang1，DING Zi-wei2，3，

YANG Jing-xuan4，TANG Qing-bao2，3，JIA Jin-dui2，3

（1.Shaanxi Shanmei Hancheng Mining Co.，Ltd.，Hancheng 715400，China;

2.College of Energy Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China;

3.

Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention，Ministry of Education，

Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China;

4.School of Mines，China University of Mining and Technology，Xuzhou 221116，China）

Abstract：The determination of reasonable blasting pre-splitting parameters is of great significance to the safety control of the surrounding rock of the roadway. In order to explore the design parameters of the deep-hole pre-splitting blasting to meet the pressure relief requirements of the roadway roof in advance，the 3309 working face of Sangshuping No.2 Well of Hancheng Mining is taken as an example. Based on the theoretical study of the hard roof deep hole pre-splitting blasting mechanism，the calculation through empirical formulas has been made，combined with the on-site deep hole blasting test and the analysis of the hole wall peeping results after the blasting，and finally the test blasting parameter design is determined：the hole diameter is 75 mm，the depth is 15 m，the charge is 2 m（weight 6.8 kg），the sealing length is 10 m，the blasthole spacing is 0.6 m，and when 6 blastholes are blasted in a single cycle，the explosive blasting energy utilization rate is higher，which can be observed on the adjacent hole wall obvious deformation and destruction，formation of penetrating cracks，etc.，basically meeting the implementation requirements of the roadway roof advanced pressure relief project.The research results show that the best blasting effect can be obtained when the blast hole blasting gap area intersects with each other during the roof deep hole pre-splitting blasting. The larger the charge selected during blasting，the smaller the blasthole spacing，and the more reasonable layout of the guiding holes，

the more obvious the effect of hole pre-splitting blasting becomes.The research results can provide a reference for the research of deep hole pre-splitting blasting technology for hard old roofs under similar conditions.

Key words：deep hole pre-splitting blasting;blasting parameters design;drill hole peeking;fissure area;three-soft coal seam;main roof

韩城矿区桑树坪二号井主采3#煤层，煤层平均厚度为5.78 m，煤层硬度系数为0.3～0.8，为典型的“三软煤层”。煤层强度较低，老顶岩层赋存完整、岩体强度较高，工作面回采后易在采空区内形成较大范围老顶悬顶[1]，综放开采条件下区段煤柱近采空区侧坚硬老顶悬而不垮，往往会引起巷道近采空区侧围岩承受悬顶载荷明显增加，使得巷道煤柱及底板发生大范围破坏等，严重制约矿井安全高效生产。巷道切顶卸压是进行围岩灾害控制的重要手段，主要通过水力压裂、深孔预裂爆破等方法实现，其中最为有效的是深孔预裂爆破[2-3]，旨在通过爆破预裂弱化坚硬顶板岩层，降低临近开采空间内巷道围岩的应力集中状况。

深孔预裂爆破技术的关键就在于设计合适的预裂爆破参数，要求合适的爆破参数既能弱化坚硬顶板，满足卸压需求，又不能对巷道围岩造成大范围的破坏。桑树坪二号井老顶岩层强度高，爆破预裂困难，且爆破岩层位于8～14 m，深孔爆破受夹制作用明显，设计满足卸压需求的深孔预裂爆破参数愈显关键。针对这一问题，从深孔预裂爆破机理及爆破试验等方面展开研究，实现不同地质条件下坚硬顶板巖层的最佳爆破预裂意义深远。关于深孔预裂爆破机理方面，许多专家学者做了一定的研究，其中WANG等基于圆孔扩张理论计算了粉碎区、裂隙区及弹性振动区的分布范围[4];曹树刚等分析了深孔预裂爆破对于煤岩体微观结构的影响，确定了深孔控制预裂爆破时采用10～12 m炮眼间距煤体内的渗透孔隙最大[5-6];左建平等研究了基于分形几何理论下的顶板深孔预裂爆破机理[7-8]，给出了不同炮眼布置情况下的分形维数，认为三角形布置时爆炸能量利用率最高[9]。爆破机理的研究是预裂爆破参数设计的基础，针对预裂爆破参数设计，张瑾等以塬林煤矿厚层坚硬顶板为背景，研究了顶板破断规律及深孔预裂爆破弱化技术机理[10];王志亮等研究了含瓦斯煤体裂隙扩展机理，对顶板煤层预裂爆破提供了一定理论基础[11];邵晓宁等对综采工作面厚硬砂岩顶板断裂规律进行研究，提出了深孔爆破超前弱化技术方案[12];刘涛等针对薄煤层沿空留巷切顶卸压爆破工艺进行优化，分析确定了深孔预裂爆破时切缝孔位置、爆破管定向角度、切缝孔装药量等因素对于爆破效果的影响[13];唐海等基于MATLAB建立了关于煤岩强度、孔径、炸药和裂隙发育程度为主要指标的BP神经网络深孔预裂爆破参数设计识别模型[14]，实现了深孔预裂爆破参数设计的自动化。综上研究可得，深孔预裂爆破理论已经取得了许多研究成果，但是对于不同地质条件下深孔预裂爆破机制研究、试验爆破参数设计仍需结合具体试验效果、地质岩性条

件展开进一步研究，保证最佳深孔爆破预裂效果。

文中以韩城矿区桑树坪二号井3309工作面运输平巷坚硬老顶深孔预裂爆破试验为工程背景，理论研究深孔预裂爆破机制，经验公式求解确定爆破参数，结合现场工程试验及爆后窥视效果分析进一步优化爆破参数，实现最佳的预裂效果，为坚硬顶板深孔预裂爆破技术研究及类似条件下深孔预裂爆破参数设计提供参考依据。

1 工程概况

韩城矿区桑树坪二号井主采煤层为3#煤层，煤层厚度为3.5～7.3 m，平均厚度5.78 m，厚度较为稳定，煤层倾角3°～9°，平均为6°，煤层硬度系数为0.3～0.8，基本不含夹矸，属于“三软煤层”，直接顶为粉砂岩，厚度为1.5～1.8 m，老顶为致密坚硬的中粒砂岩，厚度为3.0～8.0 m，岩层强度较高。

工作面采用走向长壁后退式综合放顶煤回采，全部垮落法处理采空区，采用双巷布置工作面。试验于桑树坪二号井3309工作面运输平巷开展，巷道沿煤层顶板掘进，设计高度为3.0 m，宽度为4.6 m，两帮、底板均为松软的煤层，围岩稳定性较差，试验巷道布置情况如图1所示。

目前双巷布置条件下，3308工作面回风平巷和3309工作面运输平巷同时掘进，其中3309工作面运输平巷服务时间长，受多次采动影响作用明显，尤其是3308工作面回采之后，工作面后方巷道围岩变形破坏程度加剧，煤柱片帮、底鼓现象明显，进行多次拉底返修及扩帮后，煤柱帮鼓出量仍达1.5 m，顶底板收敛量达1.65 m以上，严重影响巷道正常使用，对于工作面正常生产接续具有不利影响。通过试验研究坚硬顶板深孔预裂爆破技术，设计适合桑树坪二号井地质条件下的坚硬老顶深孔预裂爆破参数，对于进一步展开切顶卸压试验以控制巷道围岩灾害至关重要。

2 深孔预裂爆破机制分析

炸药在岩石空间内爆破后，将会以应力波和爆生气体的形式向周围岩体传播，两者联合作用下在岩体中形成以爆破炮眼为中心由近到远不同的破坏区域，如图2所示依次为粉碎区、裂隙区及弹性振动区[15]。

不同的破坏分区内，其岩石破坏机理有一定区别。粉碎区主要是由爆破后产生的冲击波压缩周围岩体形成的，在粉碎区外，由于冲击波能量在粉碎区对孔壁做功出现大幅度衰减，此时主要由应力波产生初始裂隙，之后被爆生气体填充，当爆生气体压力大于岩石裂隙尖端强度后，岩石裂隙将继续向前延伸扩展，进而形成裂隙区[16-17]。裂隙区外，应力波与爆生气体能量均不足以使得岩体发生破坏，只能以振动波的形式继续向外传播，这一区域为弹性振动区。

爆破后裂隙区半径可由下式计算[15]

rc=rs

KSc

nST

1/α

（1）

式中 α为与岩石性质有关的衰减指数，一般取1～2，文中取1.5;rs为装药半径，取0.03 m;K为动载时抗压强度提高系数，取10;n为动载时抗拉强度增大系数，取2;Sc为岩石的单轴抗压强度，MPa;ST为岩石的抗拉强度，MPa.爆破岩石物理力学参数见表1，代入计算可得岩石裂隙区半径rc=0.733 m.

对于岩石而言，爆炸后形成的裂隙区范围远大于粉碎区，是造成岩石破裂的主要因素。预裂爆破是通过爆炸在炮眼间岩体形成大范围裂隙，炮眼间裂隙区的贯通使得爆破范围内岩体整体强度降低，之后在自重应力的作用下沿原有裂隙发生断裂破坏。因此，炮眼间裂纹的扩展、贯穿是预裂爆破效果评判的主要标准，如图3所示，当炮眼间距为裂隙区半径的两倍时，最佳的爆破效果使得爆破裂隙区刚好贯通，形成纵向的贯穿性裂缝。

MENG等研究了空孔效应下的爆破裂隙定向扩展机制[18]，如图4所示，在实际工程爆破过程中，为有效增大爆破裂隙扩展范围，保证预裂爆破效果，通常会在爆破孔中间布置爆破导向孔，这相当于爆破炮眼沿径向增加了一定的辅助自由面，当爆炸后应力波传播至该自由面时，发生发射形成拉伸波，此时岩体裂隙区裂纹尖端同时受到应力拉伸波及爆生气体压力的联合作用，爆破裂隙得到进一步扩展，有效促进了爆破孔间形成贯穿裂隙。除此之外，还可通过观察导向空孔情况，进而判断爆破效果的好坏，如导向孔是否形成明显贯穿性裂隙，相邻爆破孔裂隙区贯通后是否能从中间导向孔观察到水汽溢出现象，孔壁是否发生较大范围的变形破坏等。

3 深孔预裂爆破技术参数设计

在具体工程实践中，还需要结合现场情况对爆破试验中所需技术参数进行具体分析，综合考虑工艺组织、爆破效果等情况，形成一套既能滿足经济、技术要求，又可取得良好爆破效果的深孔预裂爆破技术参数方案。

3.1 爆破参数理论计算

深孔预裂爆破技术参数设计主要包括：炮眼布置、装药参数、爆破方式及工艺等。

3.1.1 炮眼布置

炮眼布置主要分为炮眼深度、炮眼间距、炮眼倾角等参数。首先在综合考虑爆破层位、钻孔工艺、装药爆破等问题的基础上，确定炮眼与顶板倾角为75°，直径为75 mm，其中炮眼深度可根据顶板岩层垮落（切顶高度H）、煤层厚度M与岩石碎胀系数K的相互关系进行确定

H+M=KH

（2）

式中 岩石碎胀系数为1.3～1.5，3#煤层厚度为6.0 m，切缝高度H为12～20 m.当碎胀系数取均值1.4时，求解可得切顶高度H为15 m，由3309工作面巷道顶板情况可知，直接顶厚度为6.8 m，往上含1.2 m砂质泥岩，老顶厚度为6.3 m，即切顶段位于8～14.3 m之间，考虑炮眼倾角后深度为14.8 m，综合确定炮眼深度为15 m较为合理。

深孔预裂爆破炮眼间距可由下式确定[19]

E=Krbf13

（3）

式中 K为调整系数，一般取10～15;rb为炮孔半径，取37.5 mm;f 为岩石普式系数，运输巷坚硬顶板系数值为8～10.

由于岩石的坚硬程度相对较高，K可取较小值10，硬度系数取8，代入上式可得该爆破试验中炮眼间距E=0.75 m，计算所得结果与裂隙区半径近似，炮眼间距设计理论结果基本吻合。试验过程中为保证岩石爆破效果，设计标准孔间距0.7 m.标准孔间距可根据现场钻孔施工、窥视爆破效果等情况在0.5～0.7 m炮眼间距中进行适当调整，深孔预裂爆破炮眼布置如图5所示。

3.1.2 装药参数

深孔致裂爆破釆用三级煤矿许用水胶炸药，预裂爆破效果主要取决于岩石的抗压强度、设计炮孔间距、炮孔直径及炮孔深度等，目前一般采用其中几个参数组成的经验公式判断岩石爆破程度，如下为典型的深孔爆破炸药量计算公式[20]

Q1=ql=0.034（σc/106）0.63a0.67l

（4）

Q2=ql=0.367（σc/106）0.5a0.86l

（5）

Q3=ql=0.127（σc/106）0.5a0.84（d/2）0.24l

（6）

式中 q为线装药密度，kg/m;σc为岩石单轴抗压强度，Pa，取41.62×106;a为炮眼间距，m;d为炮孔直径，m，取钻孔直径0.075 m;k为岩石系数，坚硬岩石取1;l为装药长度，取2～3 m.

当炮孔间距分别取0.5，0.6，0.7 m时，代入公式（4）（5）（6）计算可得深孔预裂爆破线装药密度，计算结果见表2.

依据上述经验公式，确定设计预裂爆破参数，见表3，选用筒装药进行爆破试验，单卷筒装炸药长1 m，炸药总量3.4 kg，采用串联装药结构，深孔预裂爆破装药结构如图6所示，水泡泥封堵2 m，膨胀水泥封孔长度10 m.装药时首先将两卷炸药与导爆索串联，以保证两卷炸药不脱节，之后采用推送管将其送入孔内15 m深度位置后，依次进行封孔、起爆。

3.1.3 爆破方式及工艺

每6个炮眼为一循环，主要包括炮眼施工、装药、封孔、起爆四个步骤，进行爆破完毕后，检查瓦斯及顶板情况，无异常后撤除警戒。

3.2 深孔预裂爆破试验方案

爆破参数对于爆破效果的影响程度各不相同，受工作面条件及钻孔设备等因素的制约，部分参数均处于固定范围内，如孔径、炮眼深度等。但在具体爆破试验过程中，仍需选取炮眼间距、装药量这2个主要影响因素进行优化试验，确定其参数的合理取值。

综上理论计算结果，可以确定试验爆破方案见表4.

試验炮眼布置在3309运输巷回采里程500～600 m，设计爆破孔和导向孔间隔装药进行爆破，采用三级煤矿许用水胶炸药，采用电雷管一次起爆。爆破炮眼设计间距、装药量等试验方案见表4，炮眼布置在3309运输巷靠近煤柱帮位置，距煤柱帮0.2 m（可根据现场钻孔情况进行调整），3个爆破孔同时起爆，单次循环起爆共6个钻孔距离即4.2 m，单班爆破两个循环进度。试验爆破施工艺如图7所示，试验阶段爆破结束后，等待5～10 min，在导向孔位置采用钻孔窥视仪进行观察，根据检查试验爆破效果调整爆破参数。

4 工程实践

以上述深孔预裂爆破技术参数为基础，在3309运输巷进行深孔预裂爆破试验，并依据工程实践情况进行爆破试验支护优化，保证巷道回采期间顶板围岩稳定性。

试验中，为验证爆破后炮眼周围岩体裂隙发育程度，确定试验预裂效果，采用TYGD10型岩层钻孔探测仪对爆破前后导向孔孔壁破坏情况观测对比，导向孔爆破前后钻孔窥视效果对比如图8所示。

由图8可得：不同方案试验情况下，炮眼装药量越大，炮眼间距越小，深孔预裂爆破效果愈明显。方案1和方案2爆破前后效果进行对比，可以

看出炮眼间距为500 mm时，采用2卷筒装药与3卷筒装药爆破效果均较为明显，没有较明显的区别，均形成肉眼可见的纵向贯穿性裂隙，爆破效果良好。方案2、方案3和方案4爆破前后效果对比，可以看出在装两卷筒装药的情况下，炮眼间距对于爆破效果具有较为明显的影响，炮眼间距越大，爆破效果越差，其中对于炮眼间距700 mm情况下，两卷筒装药情况正常起爆，可以看到爆破前后导向孔孔壁无明显变形，爆破效果不明显;对于炮眼间距600 mm情况下，爆破后导向孔孔壁出现大量爆破鼓包，孔壁变形破坏明显，存在较多的微裂隙，爆破效果相对较好，可在回采时支承压力作用下随之垮落，基本可以满足卸压需求;而炮眼间距500 mm情况下，方案2可形成明显纵向贯穿裂隙，爆破效果相对明显，可以很好的满足卸压需求，然而单次爆破循环进度为3 m，每天两个循环进度情况下，爆破进度为6 m/d，略小于回采进度，不能较好的满足超前卸压工程进度需要。

因此，为提高试验爆破效率，使得围岩稳定性处于可靠范围内，保证爆破循环效率能有效满足回采进度要求，为超前卸压工程提供保障，需适当提高炮眼间距，降低装药量。确定选用方案2装药2卷筒装炸药、炮眼间距设计600 mm爆破参数设计进行试验爆破更为合理，最终确定深孔预裂爆破技术参数见表5.

5 结 论

1）理论计算确定桑树坪二号井3309工作面运输平巷坚硬老顶爆破裂隙区半径为0.733 m，为取得最佳爆破预裂效果，要求爆破所形成的裂隙瞬时扩展直至相互贯通，炮眼间距应小于1.4 m，同时在炮眼中部布置空孔以导向预裂，可进一步提高爆破预裂效果。

2）通过经验公式计算求解确定深孔预裂爆破参数，爆破炮眼深度为15 m，炮眼与煤柱侧顶板倾角为75°，孔径为75 mm，6个炮眼为一个循环进行起爆，设计四组试验方案，综合考虑不同炮眼间距（500，600，700 mm）、不同装药长度2 m（质量6.8 kg）、3 m（质量10.2 kg）2个主要影响因素对于实际爆破预裂效果的影响。

3）炮眼间距越小，装药量越大，试验爆破预裂效果愈明显，综合考虑工作面推进速度、爆破效率、窥视预裂结果等因素，最终确定当炮眼间距为600 mm，装药长度为2 m（质量6.8 kg）时可以较好满足卸压工程实施需求，此时在炮眼深度10～15 m范围岩层裂隙区明显贯通，孔壁变形破坏明显，爆破预裂效果良好。

参考文献（References）：

[1] 郭德勇，商登莹，吕鹏飞，等.深孔聚能爆破坚硬顶板弱化试验研究[J].煤炭学报，2013，38（7）：1149-1153.

GUO De-yong，SHANG Deng-ying，LV Peng-fei，et al.Experimental research of deep-hole cumulative blasting in hard roof weakening[J].Journal of China Coal Society，2013，38（7）：1149-1153.

[2]于斌，刘长友，杨敬轩，等.坚硬厚层顶板的破断失稳及其控制研究[J].中国矿业大学学报，2013，42（3）：342-348.YU Bin，LIU Chang-you，YANG Jing-xuan，et al.Research on the fracture in stability and its control technique of hard and thick roof[J].Journal of China University of Mining & Technology，2013，42（3）：342-348.

[3]单鹏飞，来兴平，崔峰，等.急斜煤层采空区顶板弱化方案优化及效果评价[J].西安科技大学学报，2019，39（3）：381-387.SHAN Peng-fei，LAI Xing-ping，CUI Feng，et al.Scheme optimization and its effect evaluation of void roof weakening in mining steeply inclined coal seams[J].Journal of Xian University of Science and Technology，2019，39（3）：381-387.

[4]WANG F T，TU S H，YUAN Y，et al.Deep-hole pre-split blasting mechanism and its application for controlled roof caving in shallow depth seams[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences，2013：64，112-121.

[5]曹樹刚，李勇，刘延保，等.深孔控制预裂爆破对煤体微观结构的影响[J].岩石力学与工程学报，2009，28（4）：673-678.CAO Shu-gang，LI Yong，LIU Yan-bao，et al.Influence of deep-hole controlled pre-cracking explosion on microstructure of coal[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2009，28（4）：673-678.

[6]王超，伍永平，陈世江，等.煤矿巷道顶板宏观单裂隙的力学行为及影响分析[J].西安科技大学学报，2019，39（2）：217-223.WANG Chao，WU Yong-ping，CHEN Shi-jiang，et al.Influential analysis and mechanical behavior of macroscopic single fracture in roadway roof[J].Journal of Xian University of Science and Technology，2019，39（2）：217-223.

[7]左建平，孙运江，姜广辉，等.浅埋工作面顶板预裂分形爆破力学与模拟分析[J].煤炭科学技术，2016，44（6）：33-38.ZUO Jian-ping，SUN Yun-jiang，JIANG Guang-hui，et al.Analysis on mechanical behavior and simulation of roof fractal pre-splitting blasting in shallow depth coal mining face[J].Coal Science and Technology，2016，44（6）：33-38.

[8]ZUO J P，LI Z D，ZHAO S K，et al.A study of fractal deep-hole blasting and its induced stress behavior of hard roof strata in Bayangaole coal mine，China[J].Advances in Civil Engineering，2019，2019（PT.2）：9504101.1-9504101.14.

[9]Please C P，Mason D P，Khalique C M，et al.Fracturing of an euler-bernoulli beam in coal mine pillar extraction[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences，2013，64：132-138.

[10]张瑾.厚层坚硬顶板破断规律及深孔预裂爆破弱化技术的研究与应用[D].中国矿业大学，2016.ZHANG Jin.Research and application of fracture law and deep hole presplit blasting weakening technology in hard and thick roof[D].China University of Mining and Technology，2016.

[11]王志亮.煤层深孔预裂爆破裂隙扩展机理与应用研究[D].北京：中国矿业大学（北京），2010.WANG Zhi-liang.Mechanism and application researches on fracture propagation of deep-hole pre-splitting blasting in coal seam[D].Beijing：China University of Mining and Technology（Beijing），2010.

[12]邵晓宁.厚硬砂岩顶板破断规律及深孔超前爆破弱化技术研究[D].淮南：安徽理工大学，2014.SHAO Xiao-ning.Research of fracture law and deep hole advance blasting technology in hard and thick sandstone roof[D].Huainan：Anhui University of Science and Technology，2014.

[13]刘涛，郭峰，余建东.薄煤层沿空留巷工艺与支护优化应用研究[J].煤炭技术，2020，39（2）：20-22.LIU Tao，GUO Feng，YU Jian-dong.Research on optimization and application of process and support along empty lane of mining on thin coal seams[J].Coal Technology，2020，39（2）：20-22.

[14]唐海.岩石预裂爆破成缝分析及爆破参数确定的智能研究[D].武汉：武汉理工大学，2004.TANG Hai.Intelligent study on parameter and crack analysis of rock in pre-split in blasting[D].Wuhan：Wuhan University of Technology，2004.

[15]谭诚.煤层巨厚坚硬顶板超前深孔爆破强制放顶技术研究[D].淮南：安徽理工大学，2011.TAN Chen.Research on advance deep hole loose blasting technology in coal seam thick hard roof[D].Huainan：Anhui University of Science and Technology，2011.

[16]DING Z W，JIA J D，LI X F，et al.Experimental study and application of medium-length hole blasting technique in coal-rock roadway[J].Energy Science & Engineering，2020，8（5）：1554-1556.

[17]费鸿禄，洪陈超.应力波和爆生气体共同作用下裂隙区范围研究[J].爆破，2017，34（1）：33-36，107.FEI Hong-lu，HONG Chen-chao.Study on crushed and fracture zone range under combined action of stress and detonation gas[J].Blasting，2017，34（1）：33-36，107.

[18]MENG N K，BAI J B，YONG C，et al.Damage evolution mechanisms of rock induced by blasting with the aid of empty-hole effect[J].Energies，2020，13（3）：756.

[19]高魁，劉泽功，刘健，等.深孔爆破在深井坚硬复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用[J].岩石力学与工程学报，2013，32（8）：1588-1594.GAO Kui，LIU Ze-gong，LIU Jian，et al.Application of deep borehole blasting to god-side entry retaining forced roof caving in hard and compound roof deep well[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2013，32（8）：1588-1594.

[20]陈俊桦，张家生，李新平.基于岩石爆破损伤理论的预裂爆破参数研究及应用[J].岩土力学，2016，37（5）：1441-1450.CHEN Jun-hua，ZHANG Jia-sheng，LI Xin-ping.Study of presplitting blasting parameters and its application based on rock blasting-induced damage theory[J].Rock and Soil Mechanics，2016，37（5）：1441-1450.