一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法

1.本发明属于煤矿井下巷道掘进领域，具体涉及一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法。


背景技术：

2.随着煤炭开采机械化水平提高，需要更加高效的巷道掘进技术与之匹配。综掘机的运用使得软岩地质环境下的巷道掘进施工效率、施工质量得到了大幅提升。然而如果在工作面遇硬岩断层时仍直接采用机器掘进，将大大增加掘进难度，降低掘进机截齿使用寿命，增加掘进过程的粉尘产生量。
3.目前工程上常通过爆破预先弱化硬岩辅助掘进机掘进的方式解决采掘工作面过硬岩断层这类问题，然而在地质构造区域进行爆破作业容易导致围岩失稳，甚至诱发煤岩瓦斯动力灾害，正断层构造区域内构造煤发育，构造应力集中，应力分布复杂，由于爆破扰动到该区域发生的漏顶、突出等事故时有发生。目前对于爆破掘进过硬岩正断层的研究仍然多集中在改变炸药性能、钻孔位置、爆破参数等方面，对通过改变爆破方式优化过硬岩正断层的安全性、高效性的研究暂时还处于空白。
4.针对上述提出的问题，现设计一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法。


技术实现要素：

5.针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法，解决了现有技术中先使用普通爆破正断层硬岩，再使用综掘机进行截割岩体的方式，容易使得爆破裂纹无序扩展，从而导致扰动到构造区域煤层，诱发煤与瓦斯突出灾害的问题。
6.本发明的目的可以通过以下技术方案实现：
7.一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法，包括如下步骤：
8.s1、利用数值模拟软件模拟在正断层构造区域使用普通爆破方式爆破，根据数值模拟计算的结果，截取数值模型不同时刻的有效应力云图进行对比分析，找出有效应力集中区域，有效应力集中区域即为普通爆破扰动正断层构造危险区域；
9.s2、利用相似模拟，在实验室内构建煤岩模型开展爆破相似模拟实验，根据应力大小、超声波ct检测结果，反推所属正断层普通爆破会造成的瓦斯突出危险区域；
10.s3、根据正断层落差推算其构造带控制范围l，l＝4*h，h为正断层落差， l为距离断层面的长度，当工作面遇到硬岩时，若硬岩距离断层面的距离小于l，则工作面进入正断层构造控制区域，开始使用聚能爆破技术弱化硬岩；
11.s4、在断层工作面上设置聚能爆破孔和控制孔，控制孔尺寸和爆破孔尺寸完全相同；
12.s5、以数值模拟软件和相似模拟实验推出的普通爆破造成的瓦斯突出危险区域作为指导，来布置聚能爆破的聚能方向，聚能方向应该避开瓦斯突出危险区域，达到减少扰动
瓦斯突出危险区域的目的；
13.s6、将聚能药卷填充至爆破孔中实现定向爆破，聚能药卷由pvc管制成，紫铜药型罩按照预设聚能方向固定在pvc管内部，使用二级煤矿许用水胶炸药填充，制成聚能药卷；
14.s7、采用正向起爆方式起爆，每个爆破孔安装并联的同段毫秒延期电雷管以保证起爆可靠，爆破孔之间采用串联网络起爆，雷管引出爆破孔后使用水泥砂浆封孔，控制孔不装药为空孔，但为防止泄压，保证爆生气体作用效果，需要对控制孔孔口进行封堵；
15.s8、爆破弱化硬岩结束，使用综掘机掘进，掘进完后循环往复，直至工作面离开正断层构造控制区域，即工作面距断层面距离大于l。
16.进一步的，s1具体包括如下步骤：
17.s1.1、利用三维数值模拟软件创建几何模型，将几何模型导入数值模拟软件，依据工程现场煤岩材料的力学参数，定义模拟中的煤岩材料的各项力学参数指标，并定义炸药材料参数，模拟普通爆破扰动正断层模型情况，以期初步探究普通爆破作用下含正断层模型的有效应力分布状态；
18.s1.2、数值模拟计算结束后，截取数值模型不同时刻的爆炸应力云图进行对比分析。
19.进一步的，s2具体包括如下步骤：
20.s2.1、搭建模拟地应力和瓦斯赋存环境的试验平台，并模拟现场环境；
21.s2.2、实时采集爆破过程中模型应力测点位置不同方向的应变值，对于平面应力模型，根据应变值按照如下公式计算相应测点应力值，
[0022][0023]
上式中：σ
t
为测点应力值，ε1为水平方向应变，ε2为45
°
方向应变，ε3为垂直方向应变，e为弹性模量；
[0024]
s2.3、对爆破前后的模型进行检测，获取超声波波速在模型中的首波走时数据，通过对比超声波波速的变化情况定量分析模型的破坏程度；
[0025]
s2.4、制作普通爆破药卷；
[0026]
s2.5、制作正断层模型，并设置爆破孔和应力测点，将模型装入爆破模拟试验装置，并在爆破孔内装入爆破药卷进行普通爆破；
[0027]
s2.6、对爆破裂纹扩展情况分析；
[0028]
s2.7、超声波检测煤岩破坏程度。
[0029]
进一步的，s4具体包括如下步骤：
[0030]
s4.1、根据正断层的构造特征定义煤岩体材料，并根据现场探测的煤岩原始力学参数设置数值模拟中煤岩材料力学参数；
[0031]
s4.2、根据数值模拟计算，对聚能方向上距爆破孔不同距离的有效应力进行监测，找出有效应力数值等于岩石抗拉强度的点，并确定其距离炮孔的距离l2， l2即为聚能方向裂隙扩展最大长度，非聚能方向上裂纹长度l3＝l2/1.25；
[0032]
s4.3、爆破孔布置位置根据巷道宽度为k，k/2l2＝n
……
n，若n》0则水平方向炮孔数量为n 1个，若n＝0则炮孔数量为n个，为确保围岩不受爆破裂隙影响，炮孔布置原则为先保证炮孔距离巷道围岩的距离等于l2，再等距离布置其余爆破孔；
[0033]
s4.4、炮孔排间距l4＝2l3，控制孔位置在两排爆破孔正中间，控制孔数量比爆破孔数量少一个。
[0034]
本发明的有益效果：
[0035]
1、本发明提出的综掘工作面过硬岩正断层爆破方法，能够安全快速爆破过硬岩正断层，在正断层构造区域优选聚能爆破方式破裂硬岩，岩体弱化及巷道支护效果良好，有效解决了普通爆破扰动诱发围岩失稳等动力灾害发生的问题，使巷道掘进得以安全高效的进行。
附图说明
[0036]
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0037]
图1是本发明实施例5μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0038]
图2是本发明实施例10μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0039]
图3是本发明实施例15μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0040]
图4是本发明实施例20μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0041]
图5是本发明实施例25μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0042]
图6是本发明实施例40μs时正断层数值模拟有效应力应力云图；
[0043]
图7是本发明实施例的试验箱箱体结构示意图；
[0044]
图8是本发明实施例的试验箱前盖板结构示意图；
[0045]
图9是本发明实施例的试验箱后盖板结构示意图；
[0046]
图10是本发明实施例的爆破模拟试验装置结构示意图；
[0047]
图11是本发明实施例的超声波检测面位置结构示意图；
[0048]
图12是本发明实施例的m1检测面结构示意图；
[0049]
图13是本发明实施例的爆破试验模型结构示意图；
[0050]
图14是本发明实施例的爆破试验模型应力测点布置位置结构示意图；
[0051]
图15是本发明实施例的普通爆破模型表面裂纹扩展结构示意图；
[0052]
图16是本发明实施例的普通爆破模型应力变化曲线图；
[0053]
图17是本发明实施例的超声波检测仪测试原理示意图；
[0054]
图18是本发明实施例的普通爆破前检测面波速云图；
[0055]
图19是本发明实施例的普通爆破后检测面波速云图；
[0056]
图20是本发明实施例的巷道位置示意图；
[0057]
图21是本发明实施例的炮孔布置及聚能药卷结构。
具体实施方式
[0058]
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，都属于本发明保护的范围。
[0059]
一种综掘工作面过硬岩正断层爆破方法，包括如下步骤：
[0060]
s1、通过数值模拟软件模拟在正断层构造区域使用普通爆破方式爆破，根据数值模拟计算的结果，将数值模拟的计算结果导入后处理软件，截取数值模型不同时刻的有效应力云图进行对比分析，查看有效应力集中区域，有效应力集中区域即为普通爆破扰动正断层构造危险区域；
[0061]
其中s1具体包括如下步骤：
[0062]
s1.1、利用三维数值模拟软件创建集合模型，将几何模型导入数值模拟软件，依据煤岩爆炸模拟，定义煤岩材料的各项力学参数指标，并定义炸药材料参数，模拟普通爆破扰动正断层模型情况，以期初步探究普通爆破作用下含正断层模型的有效应力分布状态；
[0063]
s1.2、数值模拟计算结束后，截取数值模型不同时刻的爆炸应力云图进行对比分析。
[0064]
s2、利用相似模拟(一种重要的科学研究手段，是在实验室内按相似原理制作与原型相似的模型，借助测试仪表观测模型内力学参数及其分布规律，利用在模型上研究的结果，借以推断原型中可能发生的力学现象以及岩体压力分布的规律，从而解决岩体工程生产中的实际问题)，在实验室内构建煤岩模型开展爆破相似模拟实验，根据应力大小、超声波ct检测结果，反推所属正断层普通爆破会造成的瓦斯突出危险区域，得出爆破孔和煤层连线方向岩体破坏严重是危险区域，和数值模拟中的应力集中区域想吻合，应使用聚能爆破技术避开该危险区域；
[0065]
其中s2具体包括如下步骤：
[0066]
s2.1、搭建模拟地应力和瓦斯赋存环境的试验平台，并还原现场环境；
[0067]
s2.2、实时采集爆破过程中模型应力测点位置不同方向的应变值，对于平面应力模型，根据应变值按照如下公式计算相应测点应力值，
[0068][0069]
上式中：σ
t
为测点应力值，ε1为水平方向应变，ε2为45
°
方向应变，ε3为垂直方向应变，e为弹性模量；
[0070]
s2.3、对爆破前后的模型进行检测，获取超声波波速在模型中的首波走时数据，通过对比超声波波速的变化情况定量分析模型的破坏程度；
[0071]
s2.4、制作普通爆破药卷；
[0072]
s2.5、制作正断层模型，并设置爆破孔和应力测点，将模型装入爆破模拟试验装置，并在爆破孔内装入爆破药卷进行普通爆破；
[0073]
s2.6、对爆破裂纹扩展情况分析；
[0074]
s2.7、超声波检测煤岩破坏程度；
[0075]
s3、根据正断层落差推算其构造带控制范围l(l＝4*h),其中h为正断层落差；l为距离断层面的长度，当工作面遇到硬岩时，若硬岩距离断层面的距离小于l，则工作面进入正断层构造控制区域，开始使用聚能爆破技术弱化硬岩；
[0076]
s4、在断层工作面上设置聚能爆破孔和控制孔，控制孔尺寸和爆破孔尺寸完全相同；
[0077]
其中s4具体包括如下步骤：
[0078]
s4.1、根据正断层的构造特征定义煤岩体材料，并根据现场探测的煤岩原始力学参数设置模型材料；
[0079]
s4.2、根据数值模拟计算，对聚能方向上距爆破孔不同距离的有效应力进行监测，找出有效应力数值等于岩石抗拉强度的点，并确定其距离炮孔的距离l2， l2即为聚能方向裂隙扩展最大长度，非聚能方向上裂纹长度l3＝l2/1.25；
[0080]
s4.3、爆破孔布置位置根据巷道宽度为k，k/2l2＝n
……
n(n为商，n为余数)，若n》0则水平方向炮孔数量为n 1个，若n＝0则炮孔数量为n个，为确保围岩不受爆破裂隙影响，炮孔布置原则为先保证炮孔距离巷道围的距离等于 l2，再等距离布置其余爆破孔；
[0081]
s4.4、炮孔排间距l4＝2l3，控制孔位置在两排爆破孔正中间，控制孔数量比爆破孔数量少一个。
[0082]
s5、以数值模拟软件和相似模拟实验推出的普通爆破造成的瓦斯突出危险区域作为指导，来布置聚能爆破的聚能方向，聚能方向应该避开瓦斯突出危险区域，达到减少扰动瓦斯突出危险区域的目的；
[0083]
s6、将聚能药卷填充至爆破孔中实现定向爆破，聚能药卷由pvc管制成，紫铜药型罩按照预设聚能方向固定在pvc管内部，使用二级煤矿许用水胶炸药填充，制成聚能药卷；
[0084]
s7、装药方式采用正向装药，每个爆破孔安装并联的同段毫秒延期电雷管以保证起爆可靠，爆破孔之间采用串联网络起爆，雷管引出爆破孔后使用水泥砂浆封孔，控制孔不装药为空孔，但为防止泄压，保证爆生气体作用效果，需要对控制孔孔口进行封堵；
[0085]
s8、爆破弱化硬岩结束，使用综掘机掘进，掘进完后循化往复，直至工作面离开正断层构造控制区域，即工作面距断层面距离大于l。
[0086]
下面列举实验数据和实施例对本技术做进一步解释。
[0087]
利用ansys/ls-dyna三维数值模拟软件，模拟普通爆破扰动正断层模型情况，模拟地下半无限空间，将模型x、y方向上的面设为无反射边界，尽可能消除爆炸应力波的边界效应。为防止模拟计算过程中冲孔，将模型的z方向 (炮孔面)进行位移约束。模型尺寸30cm
×
30cm
×
30cm，爆破孔布置在距模型左侧边缘15cm、距底面边缘10cm处的岩层内，煤层厚度4cm。本例模拟为一种典型流、固耦合问题，故使用ale算法进行计算。本模拟主要为获取模型的有效应力分布范围，故炸药单元与岩体单元采用共节点法连接。对岩层、煤层、炸药进行网格划分。
[0088]
煤岩爆炸模拟为大形变显示动力模拟，使用*mat_plastic_kinematic 关键字定义煤、岩体材料，数值模拟中煤岩材料的力学参数设置参看表1；
[0089][0090]
表1煤岩材料力学参数本例数值模拟过程中炸药材料参数设置参看表2。
[0091][0092]
表2炸药材料参数
[0093]
数值模拟计算结束后，使用ls-prepost后处理软件截取数值模型不同时刻的爆炸应力云图进行对比分析，各时刻有效应力云图如图1—6所示。
[0094]
5μs时为炸药的起爆阶段，爆炸影响区域均在岩体内，有效应力从爆破孔以规则圆环状向外传播；10μs时有效应力云图外缘开始接触到正断层煤层；在15μs 时，由于煤、岩介质波阻抗不同的原因，在煤层内出现透射应力波，规则的圆环状有效应力云图在煤岩交接面处出现变形；在20μs时，受煤岩交界面影响，煤层间岩体有效应力显著大于距爆破孔相同距离的煤体内部有效应力；值得注意的是，当爆破数值模拟进行到25μs时，在正断层上盘煤层的左下方岩体区域出现了一处环形应力集中，该环形应力集中形成的原因是由于爆炸应力波从波阻抗高的岩体传播至波阻抗低的正断层上盘煤体时，在煤岩交界面产生反射的拉伸应力波，反射拉伸波和入射应力波叠加，在该区域形成应力集中。数值模拟计算在40μs时，模型中有效应力区逐渐衰减，数值模拟计算完成。
[0095]
从数值模拟计算的结果看，在爆破孔与上盘煤层连线方向上的环形区域出现应力集中，爆破振动的累积破坏会使该应力集中区内的煤岩体出现损伤破坏，增加煤岩体内的空隙裂隙，破坏瓦斯吸附平衡状态环境，解吸成的游离态瓦斯向爆生裂隙区运移，使煤层的压力升高，为煤与瓦斯突出的发生提供动力基础，进一步破碎的构造煤体为突出发生提供物质基础，增加了突出危险性。故初步推断该环形应力集中区煤岩破坏严重，为瓦斯突出危险区域。相似模拟实验中应重点检测该区域的应力变化情况。
[0096]
从数值模拟计算的结果看，在爆破孔与上盘煤层连线方向上的环形区域出现应力集中，爆破振动的累积破坏会使该应力集中区内的煤岩体出现损伤破坏，增加煤岩体内的空隙裂隙，破坏瓦斯吸附平衡状态环境，解吸成的游离态瓦斯向爆生裂隙区运移，使煤层的压力升高，为煤与瓦斯突出的发生提供动力基础，进一步破碎的构造煤体为突出发生提供物质基础，增加了突出危险性。故初步推断该环形应力集中区煤岩破坏严重，为瓦斯突出危险区域。相似模拟实验中应重点检测该区域的应力变化情况。
[0097]
在实验室内搭建可以模拟地应力和瓦斯赋存环境的试验平台，尽可能还原现场环境，使实验数据更加准确可信。加载装置主要由反力支架、试验箱体、加载系统组成，其中试验箱起到支撑传压钢板和密闭器件的作用，并直接和试验模型相接触，是装置的关键组成部分。
[0098]
如图7、图8、图9所示，试验箱体内部腔体净尺寸为30cm
×
30cm
×
30cm，前后两个侧面为可拆卸钢板，利用高强度硅胶垫和螺栓实现密封，加载装置与主箱体连接处用密封圈密封，通过高压气瓶向箱体内充气，使模型试验和现场实际更加吻合。
[0099]
图中1为压力表安装孔；2为压力传导装置；3为充气孔；4为箱体壁；5 为液压千斤顶开孔；6为传压钢板；7为螺栓孔；8为前盖板；9为爆破雷管引线出孔；10为后盖板；11为应变砖导线出孔。
[0100]
箱体的上、左、右侧边各安装一个传压钢板，左、右侧传压钢板可直接通过螺纹连
接液压千斤顶。为防止上侧传压钢受重力下落，在箱体上部加装压力传导装置。液压千斤顶、压力传导装置、传压钢板共同组成了试验装置的加载系统。
[0101]
将试验箱体、加载系统组件与反力支架进行组装，可得爆破模拟试验装置，如图10所示。
[0102]
试验采用aft-0957-8型超动态应变数据采集系统实时采集爆破过程应变砖的三个不同方向上的应变值。
[0103]
应变砖埋设在模型应力测点位置，在埋设过程中，将应变花相互垂直的两片应变片中的一片沿垂直应力方向，另一片沿水平应力方向放置。
[0104]
为测定爆破前后模型受爆炸荷载作用破坏的程度，使用海创高科生产的 hc-u81多功能混凝土超声波检测仪对爆破前后的模型进行检测，获取超声波波速在模型中的首波走时数据，通过对比超声波波速的变化情况定量分析模型的破坏程度。
[0105]
如图11、图12所示，在模型上选择m1、m2、m3、m4四个面进行超声波检测。m1为炮孔上方16cm处剖面，m2为炮孔上方10cm处剖面(经过正断层下盘煤层)，m3为炮孔上方5cm处剖面(经过正断层上盘煤层)，m4面为炮孔下方5cm处剖面。每个面通过扇形测法检测，即：从每一个发射测点发射6 条超声波射线，在同一剖面的6个不同接收测点依次接收，射线呈扇形。
[0106]
根据试验要求需制作普通药卷和聚能药卷两种。试验药卷外壳均使用直径为20mm厚度为1mm的pvc管制作，与普通药卷不同的是，聚能药卷内壁粘贴有用紫铜片制作的金属药型罩，药型罩对称布置，成180
°
角。在pvc管内填充二级煤矿许用水胶炸药，使用雷管引爆。药卷制作完成后，在pvc管外壁上涂抹一层抗静电漆备用。
[0107]
如图13、图14所示，本试验共制作2个完全相同的正断层模型。模型尺寸为30cm
×
30cm
×
30cm，爆破孔布置在距模型左侧面15cm、距底面10cm处的岩层内，煤层厚度4cm，断层落差5cm。
[0108]
在爆破孔水平方向上，距离爆破孔中心3cm、5cm位置处分别布置1#、2# 应力测点。为监测数值模拟中出现的应力集中区内的应力演化情况，在爆破孔竖直上方3cm、5cm位置分别布置3#、4#应力测点。
[0109]
试验原型取自a地煤层的某工作面，该工作面内共发育断层14条，落差大于3m的断层有5条，落差3m以下的断层9条。煤岩原始力学参数见表3。
[0110][0111]
表3模拟试验煤岩原始力学参数
[0112]
为确保相似模拟试验能更好的反应工程实际，需要对几何相似、容重相似、应力相似等做相应控制，试验模型的材料配比参数见表4。
[0113]
[0114][0115]
表4模拟试验材料配比参数
[0116]
试验模型在预制的木质模具内铺设，在铺设过程中，从箱体的底部逐层铺设，按照试验模型设计尺寸在相应的位置埋设应变砖和预留爆破孔，断层面用硬纸板预先放置。
[0117]
制作好的试验模型养护21天后拆箱。试验时将模型装入爆破模拟试验装置，爆破前向爆破孔内装入预先特制的药卷，再用黄泥和细沙的混合物捣实封孔，同样步骤分别进行普通爆破和聚能爆破。
[0118]
装药完成后，将雷管的导爆管从箱体前盖板穿出，应变数据监测线从后盖板穿出，密封后向试验箱体内充入co2气体，连接雷管和起爆器进行起爆。
[0119]
普通爆破后爆破孔周围裂纹呈不对称发育，在爆破冲击荷载的作用下，应力波首先在坚硬岩体中形成微破坏和微裂纹。如图15所示，拉应力的产生与构造松软煤体紧密相关，集中分布在波阻抗发生变化的区域，煤岩交界区域和煤层区域裂纹密集破坏严重，产生裂纹密集区。爆破裂纹向断层上盘扩展，上盘部分煤体粉碎脱落。爆炸应力波经断层下盘煤层继续传播，穿过煤层遇到顶板岩层后，加剧了顶板岩体的破坏，裂隙扩展到了顶板岩层内。
[0120]
通过试验可以得出，靠近爆破孔上盘的煤岩层受爆破扰动最为强烈。由于爆破振动的反复累积作用和正断层构造的存在，加剧了上盘煤层附近岩体和煤层的破坏，形成裂纹密集区，该区域与环形应力集中区相吻合，密集的裂纹为瓦斯的运移提供通道，破碎的煤岩体为瓦斯突出提供物质基础，行成了瓦斯突出的危险区域。因此在正断层构造区域如使用普通爆破方式弱化硬岩将增加发生瓦斯动力灾害的风险。
[0121]
普通爆破模型中应力变化情况如图16所示，1#、2#测点的应力曲线变化趋势相近，都是先后到达最大压、拉应力峰值后随着时间推移逐渐趋于零。3#、 4#测点的应力曲线在到达最大压、拉应力峰值后又出现了多个应力峰值，随着时间的推移，峰值逐渐变小。且3#、4#测点的最大应力峰值明显要大于1#、2# 测点的最大应力峰值。4#测点最大拉应力峰值为33.470mpa，是1#测点的1.39 倍，是2#测点的1.65倍；3#测点最大拉应力峰值为29.046mpa，是1#测点的1.21 倍，2#测点的1.43倍。
[0122]
在25.171μs时3#应力测点又出现了一次较高应力峰值，达20.503mpa，出现这种现象的原因是由于爆炸应力波传播至正断层上下盘煤层时在煤岩交界面处发生反射形成拉伸应力波，与入射波相互叠加后造成的，与数值模拟计算中 25μs有效应力云图中出现的环形应力集中区相印证。断层的存在使测点的应力演化过程变得复杂，煤岩交界面附近出现应力集中，可以从应力角度解释图15 中裂纹密集区爆生裂纹密集的原因。
[0123]
利用超声波检测仪对爆破前后的两个模型进行检测，获取超声波首波走时数据，对采集的超声波数据进行加工处理，模型检测面被检测射线划分成足够小的网格，每个网格上图像叠加，重建模型内部检测信息，检测原理如图17所示。
[0124]
从发射点到接收点的实测超声波走时可以用慢度来表示：
[0125][0126]
上式中，fj(x，y)为第j个成像单元的慢度，慢度为波速的倒数即：
[0127][0128]
设成像单元足够的小，fj(x，y)视为常数，则：
[0129][0130]
上式中，a
ij
为第i条射线在第j个成像单元内的线段长，则有：
[0131]
τ＝af
[0132]
即：
[0133]
通过求解上述矩阵方程来获取模型中剖面图像，继而判断试件破坏程度。对模型进行检测前先用记号笔在模型上依次做出24个点，用数字1—24依次标记。在平面转换器上涂上凡士林作为耦合介质，确保平面转换器和煤岩模型之间耦合。
[0134]
模型爆破前后各检测面超声波反演成像结果如图18、图19所示，图中的不同颜色表示不同的超声波波速，煤岩体越完整，波速约大，煤岩越破碎波速越小。模型爆破前煤岩颗粒紧密，微裂纹、微损伤少，整体性高，超声波波速数值大。
[0135]
超声波平均波速的减小程度越严重，说明检测面受到爆破载荷影响越大、煤岩破坏越严重。对比爆破后，表明聚能爆破对四个检测面的破坏程度相较于普通爆破更小。得出爆破孔和煤层连线方向岩体破坏严重，是危险区域，和数值模拟中的应力集中区域想吻合。应该使用聚能爆破技术避开该危险区域。
[0136]
如图20所示，某矿井在掘下平巷埋深1115米，顺四层煤顶板按方位126
°
掘进，过f11正断层，正断层上盘为下降盘，高差12.3m，倾角70
°
。掘进工作面距断层面2米，过断层后预计将揭露三层煤，揭露位置托顶煤0.15米，继续向前掘进，前方85米为全岩施工。
[0137]
待掘巷道岩体主要为细砂岩、粉砂岩、砂岩，岩体整体性好，裂隙少，平均抗压强度98mpa、抗拉强度10.2mpa。如使用综掘机直接切割，对截齿会产生较大的损耗，影响截齿使用寿命，且掘进速度缓慢，计划先爆破松动岩体降低岩体强度再使用综掘机切割的方式掘进。考虑到工作面处在正断层构造带内，选用聚能爆破方式破裂硬岩快速通过正断层。
[0138]
由于本工程现场正断层落差12.3m，在显微特征上正断层的上盘影响宽度为落差的4倍，推算正断层影响宽度为50m左右，影响范围内构造煤发育，故当工作面通过断层面后待掘巷道剩余部分仍处在正断层影响范围内。如通过硬岩正断层后改用普通爆破弱化岩体会出现爆生裂纹无序扩展，煤、岩层破坏的现象，导致巷道周围岩体破碎，稳定性降低，增加巷道支护难度。过断层后如继续使用聚能爆破可以有效控制爆生裂纹扩展方向，减小对正断层的扰动，达到安全掘进的目的。因此待掘巷道全程使用聚能爆破方式掘进，炮孔布置方式不变。
[0139]
掘进巷道为梯形巷道，断面尺寸宽4.9m高4.26m。在距f11断层2m的工作面处开始打钻施工爆破孔，共施工4个直径75mm，孔深2m的聚能爆破孔。聚能爆破孔设置两排，排距1.6m，上、下部各设置2个，同排爆破孔的孔间距为 2.5m。
[0140]
上文试验结果表明，爆炸应力波由于煤岩交界面的存在出现反射和应力叠加，造
成在爆破孔与煤层连线方向上的区域裂纹密集，煤岩破坏严重，是爆破扰动后出现的煤与瓦斯突出危险区域。为避免瓦斯突出危险区域的形成，爆破药卷聚能药型罩均为水平方向设置，具体参数如图15所示。
[0141]
由于聚能爆破主要目的是定向破裂岩体增加岩体裂隙，为综掘机切割提供条件。因此，在除施工爆破孔之外，需另布置了1个控制孔，为爆破碎石提供位移空间，增加非聚能方向上的岩体裂隙数量。控制孔尺寸和爆破孔尺寸完全相同，位于巷道截面中轴线，底板上方1.6m处。控制孔距每个爆破孔的垂直距离均为0.8m。
[0142]
将聚能药卷填充至爆破孔中实现定向爆破，聚能药卷外壳使用长0.5m，直径63mm得pvc管制成，紫铜药型罩按照预设聚能方向固定在pvc管内部，使用二级煤矿许用水胶炸药填充，制成聚能药卷。
[0143]
装药方式采用正向装药，每个爆破孔安装2发并联的同段毫秒延期电雷管以保证起爆可靠，爆破孔之间采用串联网络起爆。雷管引出爆破孔后使用水泥砂浆封孔，封孔长度1m。控制孔不装药为空孔，但为防止泄压，保证爆生气体作用效果，需要对控制孔孔口进行封堵。爆破孔参数及装药量见表5。
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表5爆破孔参数及装药量
[0146]
使用钻孔数字摄影仪窥视爆破后的炮孔及控制孔裂纹发育情况。聚能爆破能量定向释放，在爆破孔孔壁行成定向断裂，非聚能方向未见明显裂纹扩展，现场应用聚能爆破效果良好。
[0147]
在控制孔综合作用下，除在聚能方向上产生爆生裂纹外，控制孔周围岩体由于自由面效应，反射形成的拉伸应力波在控制孔孔壁上形成了以控制孔为中心的向外辐射的多条裂纹，增加了硬岩裂纹密度，降低了岩体强度，对非聚能方向上的硬岩起到了弱化作用。发育的裂隙网络破坏了岩体的整体性，减轻了后期综掘机切割岩体的难度。根据现场统计，岩石弱化后更易切割，切割下的岩石多成块状，易于装卸，节省人力成本。实测每班切割进尺长度达1.3m左右。较不进行爆破弱化岩体的相同岩性工作面，掘进速度提高了53％左右。
[0148]
由于爆破后岩体内产生的宏观裂隙和微观损伤使岩体强度降低，截齿在切割岩体时更加容易，磨损量更小。现场观察发现，在工作面中心位置受控制孔影响，岩体破坏严重，截齿磨损最小，巷道顶底部由于受爆破影响小，岩体保持固有强度，切割难度较大，截齿磨损较为严重。相较于没有提前爆破弱化的岩体，聚能爆破弱化后每米截齿消耗数量4.6个，节省约45％，掘进速度及截齿磨损情况具体见表6。
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表6聚能爆破掘进效果比较
[0151]
掘进过程中观察巷道支护效果，顶板及两侧围岩未见明显裂缝，保有较高完整性，支护过程中没有出现因围岩强度降低导致岩块垮落现象，未发生煤与瓦斯突出等瓦斯动力灾害，巷道支护达到预期效果。
[0152]
聚能爆破弱化岩体后提升了掘进速度，降低了截齿损耗量，切割的岩块体积增大，易于搬运和装卸，节省了人工成本。从安全性角度来看，在正断层地质构造带使用聚能爆破技术弱化硬岩，降低了对保护岩体及周边煤层的破坏；使围岩原有整体性和支护强度得以保留；避免了普通爆破扰动煤岩层诱发瓦斯动力灾害的风险。
[0153]
在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“示例”、“具体示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。
[0154]
以上显示和描述了本发明的基本原理、主要特征和本发明的优点。本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。