Design and application of unmanned driving sensing technology for mining trucks
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摘要: 针对我国矿区多尘、雨雪等恶劣天气、多碎石、路面颠簸等特殊环境导致障碍物检测不准确,易引起车辙误检的问题,设计了矿用卡车无人驾驶感知系统。构建了融合4D光场相机+激光雷达+毫米波雷达的感知系统,充分利用4D光场相机一次成像即同时可获得二维、三维一体化数据,免标定、无匹配误差、无融合误差、不受震动影响等优势,使感知系统具有极强的稳定性和高度的兼容性;构成了完整的数据通信系统,支持4G/5G/Mesh等多种通信方式,实现V2N、V2V和V2I通信,通过多种通信方式实现高精度差分定位信号的传输。将矿卡无人驾驶系统应用于黑岱沟露天煤矿,通过雷达点云数据、车辆位姿信息及地图融合模块,计算出车辆当前行驶道路路面的平整度、障碍物、可行驶区域检测等信息,在非结构化道路环境中,可实现行驶区域的稳定检测、感知模块可对路沿做稳定检测。
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0. 引言
随着我国煤炭开采深度及开采强度不断加大,冲击地压发生与防治变得常态化[1-2]。近年来,煤矿冲击地压发生区域表现出明显的规律性[3-4],即主要发生在回采巷道,特别是临空的回采巷道[5-6]。众多学者针对临空回采巷道冲击地压开展了研究。门鸿等[7]以陕西彬长小庄矿业有限公司40205回采工作面为背景,研究了临空巷道工作面回采过程产生冲击地压的主控因素,并提出了防冲卸压技术方案。刘畅等[8]针对甘肃靖远煤电股份有限公司宝积山煤矿705工作面临空巷道冲击地压事故,对褶曲构造带冲击发生机理及防治技术进行了研究。陈星等[9]以陕西彬长文家坡矿业有限公司4104工作面为工程背景,研究了2次回采扰动下宽煤柱垂直应力分布状态及覆岩活动规律。唐杰兵等[10]以工作面临空巷道为研究对象,分析了临空巷道冲击地压破坏特征和引发冲击地压的动静载荷源。王桂利等[11]提出将临空巷道布置在邻近采空区下方的煤体中,以减小巷道所受的静载荷。冯龙飞等[12]揭示了破断动载叠加多因素静载后临空侧巷道应力和能量的激增机制。苏士杰[13]采用微震、应力监测及现场实测方法,研究了中天合创能源有限责任公司葫芦素煤矿21103工作面过B4背斜区域临空巷道冲击地压问题。赵雷[14]通过研究表明,在厚层坚硬煤岩体、邻近采空区的悬臂梁、走向大煤柱等多因素耦合作用下,动静载叠加造成煤柱冲击。李康等[15]依据综合监测分析确定了国能新疆宽沟矿业有限责任公司I010203工作面临空巷道矿震诱发冲击显现的原因及规律。以上研究对临空巷道冲击地压防治起到了积极作用,但未分析本面采空区与侧向采空区上覆厚硬顶板的连通作用,对于事故频发的临空巷道超前支护范围冲击地压防治缺乏有效指导。
本文以某严重冲击地压矿井为例,在深入总结分析临空巷道41次冲击地压发生规律的基础上,建立了本面采空区与侧向采空区上覆顶板连通作用工程力学模型,揭示了其诱发冲击地压机理,并提出了交叉扇形断顶爆破防冲技术,实践证明效果良好。
1. 工程背景
陕西彬长矿区某煤矿立井开拓,开采深度约为680 m,主采4号煤层平均厚15 m,单轴抗压强度为22 MPa,经鉴定具有强冲击倾向性,经评价具有强冲击危险性,矿井被认定为严重冲击地压矿井。煤层上方主要有3层比较坚硬的岩层,距煤层由近至远依次为延安组粗粒砂岩和细粒砂岩层,与煤层间的平均垂直距离小于5 m,平均厚度约为25 m;宜君组砾岩层与煤层间的平均垂直距离为119 m,平均厚度约为26 m;洛河组粗砂、中砂和砾岩层与煤层间的平均垂直距离为145 m,平均厚度约为307 m。顶板具有强冲击倾向性。井田内赋存多条褶曲构造,经测量,矿井地应力场以水平应力为主,最大水平主应力在16.5~20.4 MPa之间,约为垂直应力的1.28~1.45倍。
矿井采用5个盘区布置,二盘区为主采盘区,已经回采完4个工作面,采用综采放顶煤工艺,工作面区段煤柱为30 m。随着盘区采空区面积逐渐加大,205工作面回采期间回风巷发生2次冲击地压,206工作面12个月内累计发生39次冲击地压。冲击地压频繁发生给矿井安全生产带来严重威胁。4号煤层工作面布置如图1所示。
2. 冲击地压发生规律
2.1 冲击地压与地表起伏的关系
二盘区对应地表为黄土塬川地貌、沟谷纵横,地表起伏较大,导致二盘区采深变化范围和变化梯度较大。统计41次冲击地压案例对应的地表标高及采深变化情况,见表1。可看出以往二盘区冲击地压发生区域所对应的地表标高为860.0~1 072.0 m,导致采深为487.3~690.5 m,采深最大相差203.2 m。提取206回风巷各导线点的埋深,并对照表1,进一步统计得到206回风巷采深与该巷冲击地压发生次数的对应关系,如图2所示。可看出终采线至工作面走向巷道里程1 335 m之间发生冲击地压23次,其他区域仅发生11次,而终采线至里程1 335 m之间的地质构造和采掘布置情况与其他区域差别较小,唯一较大差别是由于地表隆起导致埋深及埋深变化梯度增大,埋深峰值达到690 m,埋深变化梯度峰值约为沿工作面走向每100 m变化30 m,共计变化200.6 m,说明埋深较大及埋深变化梯度较大对于二盘区冲击地压的发生产生了较大影响。
表 1 41次冲击地压案例对应的地表标高及采深变化情况Table 1. Surface elevation and mining depth variations corresponding to 41 rockburst cases地表标高/m 冲击巷道底板标高/m 采深/m 冲击次数 860.0 372.7 487.3 1 860.0 368.4 491.6 4 860.0 368.2 491.8 1 860.0 366.4 493.6 1 860.0 365.0 495.0 2 860.0 364.8 495.2 2 880.0 371.1 508.9 1 890.0 372.2 517.8 1 890.0 371.1 518.9 1 910.0 375.0 535.0 1 940.0 378.8 561.2 1 940.0 375.0 565.0 1 960.0 378.8 581.2 1 960.0 378.4 581.6 1 980.0 378.4 601.6 1 990.0 378.8 611.2 1 990.0 378.4 611.6 4 990.0 375.0 615.0 1 1 000.0 378.4 621.6 1 1 010.0 378.4 631.6 1 1 020.0 377.2 642.8 1 1 030.0 380.4 649.6 1 1 030.0 377.2 652.8 1 1 045.0 378.4 666.6 2 1 061.0 387.9 673.1 1 1 060.0 383.1 676.9 1 1 060.0 377.2 682.8 1 1 068.0 383.1 684.9 3 1 071.0 383.1 687.9 1 1 072.0 381.5 690.5 1 2.2 冲击地压与褶曲构造的关系
为了分析褶曲构造对冲击地压的影响规律,将41次冲击地压显现位置与本盘区向斜轴部距离进行统计分析,发现有14次冲击地压距离南玉子向斜轴部哪坡—曹杏湾—公坡寺较近,有27次冲击地压距离南玉子向斜轴部中塬—亭口北凹陷较近。综合统计二盘区2个向斜轴部与冲击地压发生的相对位置关系,如图3所示。可看出没有出现距离向斜轴部越近则冲击地压发生次数越多的现象,但所有冲击地压均发生在2个向斜附近区域,说明褶曲对冲击地压具有一定的影响,但影响较有限,原因是二盘区内的2个向斜构造两翼倾角较小,仅为3~7°。
2.3 冲击地压与采空区坚硬顶板的关系
经统计,41次冲击地压中39次发生在临空巷道,说明临空巷道是本矿冲击危险性较高的巷道,另外2次冲击发生在运输巷和灌浆巷的工作面超前区域,说明冲击地压的发生或者受工作面超前支承压力的影响,或者受采空区侧向支承压力的影响,或者受到这二者的叠加影响[16-17]。
采空区悬顶对冲击地压的影响见表2。可看出冲击地压的发生有2次仅受工作面超前支承压力的影响,有7次仅受采空区侧向支承压力的影响,有32次受工作面超前支承压力和采空区侧向支承压力的叠加影响。这说明临空巷道内超前支承压力影响区域是冲击危险性最高的区域;其次是仅受侧向支承压力影响的区域,在该区域发生的7次冲击地压中,有3次位于工作面的前方,4次位于工作面的后方,说明受到侧向支承压力影响的巷道,无论是工作面前方还是工作面后方,均具有冲击危险;相对来说,危险性最低的是仅受超前支承压力影响的区域。究其本质,采空区侧向和工作面超前支承压力均是由于采空区上方坚硬致密顶板垮落不充分,从而形成悬顶导致的。
表 2 采空区悬顶对冲击地压的影响Table 2. Inpact of suspended roof in the gob on rockbursts采空区悬顶的影响特征 冲击次数 发生位置 工作面超前支承压力 2 运输巷和灌浆巷(非临空) 采空区侧向支承压力 7 回风巷(临空、远离工作面) 采空区侧向支承压力+
工作面超前支承压力32 回风巷(临空、靠近工作面) 2.4 冲击地压与巷道交叉的关系
分析巷道交叉口对冲击地压的影响。统计41次冲击地压发生地点至最近的巷道交叉口的距离,如图4所示。可看出有19次冲击地压发生在至巷道交叉口50 m范围内,有31次发生在至巷道交叉口100 m范围内,说明巷道交叉口对冲击地压的影响较为显著,尤其是当巷道交叉位于30 m区段煤柱内时,区段煤柱与巷道交叉形成的应力集中叠加,冲击危险性大幅升高,需在评价、监测和解危时引起重视[18]。
基于以上41次冲击地压案例分析可知,该矿冲击地压主导因素为坚硬顶板,辅助因素有地表起伏、褶曲构造、巷道交叉等。引发冲击地压的因素众多,究其本质,诱发冲击地压载荷来源可分为集中静载荷和集中动载荷。因此,应针对其力源进行载荷疏导,降低诱发冲击地压的动静载荷,实现有效防控。
3. 交叉扇形断顶爆破防冲技术
3.1 交叉扇形断顶爆破防冲原理
建立临空巷道侧工作面回采工程力学模型。临空巷道侧向F型悬臂结构、采场后方F型悬臂结构分别如图5、图6所示[19],其中$\sigma _1 $,$\sigma _2 $分别为煤柱集中应力和超前支承应力。上述2种顶板F型悬臂结构在较高位连通,形成直角扇形悬顶结构。大面积悬顶为冲击地压启动提供静载荷,达到极限垮断时又提供动载荷,导致临空巷道、采场出口连通处形成大L型力源区域,如图7所示。在工作面距离较远时,临空巷道两帮仅受侧向F型悬臂结构影响,当工作面临近时,由于本面与相邻工作面采空区导通,上覆厚硬顶板悬空区域也导通,所以发生下沉−弯曲−回转幅度更大,悬而不垮导致弯曲弹性能储存在L区域,垮断时又造成较大动载荷作用在L区域煤岩体,形成临空巷道、采场“双F大L”力源结构,如图8所示。因此,临空巷道内超前支承压力影响区域是冲击危险性最高的区域。
由于厚硬顶板悬而不垮,双F、多层顶板形成弯曲弹性能$ {U_{\mathrm{w}}} $近似为[19]
$$ {U}_{{\mathrm{w}}}={U}_{{{\mathrm{w}}}_{1}}+{U}_{{{\mathrm{w}}}_{2}} $$ (1) $$ {U}_{{\mathrm{w}}_1}={\displaystyle \sum _{i=1}^{n}\frac{{q}^{2}{L}'_{i}^{5}}{8EJ}} $$ (2) $$ {U}_{{\mathrm{w}}_2}={\displaystyle \sum _{i=1}^{n}\frac{{q}^{2}{L}_{i}^{5}}{8EJ}} $$ (3) 式中:n为顶板层数;q为顶板及上覆岩层附加的单位长度载荷,N/m;$L'_i $,Li分别为侧向、后方第i层顶板悬臂长度,m;E为顶板岩层弹性模量,Pa;J为顶板端面惯性矩,m4。
从上式可看出,厚硬顶板造成的弯曲弹性能与顶板悬臂长度的5次方幂呈正比例关系,因此降低弯曲弹性能的关键是减小厚硬顶板悬臂长度[20]。
3.2 交叉扇形断顶爆破防冲方案
针对本面采空区与侧向采空区上覆厚硬顶板连通形成的直角扇形悬顶结构,为了减小顶板悬臂长度,分别在临空巷道工作面超前区域和沿工作面走向进行顶板扇形深孔断顶爆破,同一钻场形成交叉扇形爆破孔布置,具体如图9、图10所示。顶板处理高度为煤层以上垂直高度30 m,顶煤厚度按5.5 m计算,多数炮孔在垂向的投影均为35.5 m,其中装药段的垂向投影为17 m,封孔段的垂向投影为13 m,装药段上部留有5.5 m的空气柱。参考周期来压步距,工作面巷道超前区域和沿工作面走向的爆破步距均设定为20 m。采用ϕ70 mm药卷,每1 m装药量约为5.79 kg。
工作面瓦斯高抽巷与回风巷平行布置,相距20 m,方位角为0,沿4号煤层顶板以上15 m左右的泥质砂岩和细砂岩层掘进。在布置回风巷预裂爆破孔时需考虑高抽巷,最终回风巷每个钻场施工5个交叉扇形炮孔,包括工作面内3个扇形孔和沿走向2个扇形炮孔。
3.3 实施效果
工作面向斜构造区采用原位震波CT技术[21]探测的断顶卸压前后冲击危险性指数分布如图11所示,区域内冲击危险性指数最大值为0.75,最小值为0。可看出卸压后的煤岩体总体上处于弱冲击危险等级,高冲击危险性指数区分布下降超过了60%。截至本文发稿,工作面已安全回采结束。
4. 结论
1) 41次冲击地压事件发生规律表明,临空巷道侧向支承压力、侧向采空区支承压力、工作面超前支承压力和巷道交叉均对冲击地压具有显著影响,叠加因素越多,发生冲击地压的概率越大,而工作面超前支承压力和采空区侧向支承压力的叠加影响是主控因素。
2) 使冲击地压丧失启动的载荷来源是遏制其发生的根本途径。针对本面采空区与侧向采空区上覆厚硬顶板连通形成直角扇形悬顶结构,为了减小顶板悬臂长度,在临空巷道超前支护范围,基于理论分析提出了以减小厚硬顶板双F悬臂长度为目标的交叉扇形断顶爆破卸压技术。
3) 实践证明,交叉扇形断顶爆破防冲技术有效缩短了侧向采空区、本面采空区厚硬顶板悬臂长度,同时降低了动载荷源强度,为临空巷道回采期间冲击地压频繁发生提供了防治思路与方法。
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