大采高液壓支架主供回液系統(tǒng)研究分析

李志恒

（汾西礦業(yè)集團公司機電處， 山西 介休 032000）

引言

由于ZYl6800/32/70D型大采高液壓支架的支護高度最大達(dá)到7 m，支架立柱直徑達(dá)到500 mm，支架總質(zhì)量達(dá)到約70 t，而為了滿足厚煤層工作面高產(chǎn)高效的生產(chǎn)要求，單架支架的移架時間需要在10 s左右，同時立柱、推移、護幫等千斤頂需要足夠的液壓才能正常工作，因此，液壓支架的供液系統(tǒng)的合理設(shè)計是大采高液壓支架的工作性能滿足工作面需要的關(guān)鍵[1-2]。

1 主供液系統(tǒng)設(shè)計方案

液壓支架主供液系統(tǒng)的核心是乳化液泵站和供回液管路。由ZYl6800/32/70D型大采高液壓支架架型的特點，支架中主供液系統(tǒng)中乳化液泵站的布置方式是將泵站全部設(shè)置在下順槽的設(shè)備列車上，向工作面液壓支架及其它用乳化液的液壓裝置供液。乳化液泵站是由乳化液泵、乳化液箱及附屬裝置組成。配合ZYl6800/32/70D型液壓支架的乳化液泵站，采用安裝四臺乳化液泵和兩個乳化液箱的方式。由于大采高液壓支架的立柱的缸徑達(dá)到500 mm，對乳化液的壓力、流量要求高，需要三臺乳化液泵并聯(lián)工作，另外一臺泵作為備用，以滿足高效生產(chǎn)的需要[3]。

ZYl6800/32/70D型液壓支架的供液回路采用雙進雙回環(huán)形供液布置方式。此種供液布置方式包括主進液管和主回液管，工作面每一架支架的進回液管均和主進回液管相連，主供回液管路在經(jīng)過最后一架支架后與管路的另一端相連，形成兩個閉合的回路。這樣布置的好處是由于大采高采煤工作面供、回液管路長達(dá)200多米，供回液距離長，同時大采高液壓支架需要大流量高壓液體提供動力，雙進雙回環(huán)形供液能夠滿足這樣的現(xiàn)場需要，保證液壓支架穩(wěn)定運行進而保障工作面安全有序的工作，符合工作面高產(chǎn)高效、高可靠性的發(fā)展要求[4-5]。

2 主供液系統(tǒng)壓力損失分析

ZYl6800/32/70D型大采高工作面支架液壓系統(tǒng)配備4+3泵站系統(tǒng)，其中4臺乳化液泵，3臺清水泵，2個液箱。每臺泵的額定流量為500 L/min，公稱壓力為37.5 MPa。

由流體力學(xué)可知，高壓管路的壓力損失，主要分為沿程損失和局部損失兩部分。

式中：V為管路內(nèi)流體的流動速度，m/s；d為管道內(nèi)徑，mm。

大采高液壓支架在正常工作時采用三泵同時供液，一臺泵備用，則整個工作面大采高支架液壓系統(tǒng)額定流量Q為1 500 L/min，系統(tǒng)額定供液壓力為37.5 MPa。

2.1 沿程阻力系數(shù)λ

根據(jù)流體管路雷諾數(shù)公式和管路內(nèi)流量公式，得：

Q=π4d2

V

其中，乳化液運動黏度系數(shù)為γ=7.08×10-7m2/s，代入公式（2）可得：

根據(jù)液壓工程手冊，水力粗糙管沿程阻力系數(shù)計算公式為：

式中：Δ為膠管的絕對粗糙度，根據(jù)《液壓工程手冊》，含有加強鋼絲的膠管的絕對粗糙度Δ=0.03～4 mm，由于大采高支架管路含有鋼絲編織網(wǎng)，所以取粗糙度Δ=0.05 mm；Re應(yīng)滿足

1）DN89 高壓膠管505617，顯然滿足公式將已知數(shù)據(jù)代入公式（4）計算得λ=0.0181。2）DN63S高壓膠管

同 1）計算得 λ=0.019 1。3）DN50S高壓膠管

同 1）計算得 λ=0.02。

所以三種管徑的沿程阻力系數(shù)可統(tǒng)一取為λ=0.019，故沿程阻力損失：

2.2 各種管徑管路沿程壓力損失計算

管路內(nèi)液體的液體流公式為：

工作面距乳化液泵站距離約為200 m，由現(xiàn)場實際可知，沿程管路長約200 m，接頭個數(shù)為6個；工作面長為360 m，架間管路留長2.6 m，工作面內(nèi)管路總長468 m，接頭個數(shù)為180個。

2.2.1 乳化液泵站到工作面首架進液管

由工程實際可知，主進液管為DN63S型，內(nèi)徑Φ58mm，芯子長度為136mm，順槽內(nèi)鋪設(shè)膠管長度約為200m，則順槽內(nèi)膠管沿程總壓力損失為：

式中：Lcg為純膠管總長，取200 m；dg為管路內(nèi)徑，取58 mm；Lx為五個芯子總長度，取136×5=680 mm；dx為芯子內(nèi)徑，取58 mm，Vg、Vx分別為膠管與芯子內(nèi)流速，可視為 Vg≈Vx，根據(jù)式（6）計算得 Vg≈Vx=8.6 m/s。

2.2.2 泵站到工作面最后一架支架的進液管

主供液管為 DN65S（dg≈dx=60 mm），順槽內(nèi)壓力損失部分同上，剩下300m工作面管路壓力損失，其中所用接頭芯子為5個，芯子總長為Lx=5×0.136=0.68 m。

純膠管總長Lcg=300-0.68=299.32 m，可視為Vg≈Vx=8.72 m/s。

沿程總壓力降：

2.2.3 工作面首架支架到油箱主回液管路

主回液管為DN89，Lcg取200 m；接頭芯子內(nèi)徑Φ75 mm（dg≈dx=75 mm），芯子長度 Lx=0.147 m，Vg≈Vx=4.5 m/s。按流量最大時即泵站額定流量時計算沿程總壓力損失為：

2.2.4 工作面最后一架支架主供液管到油箱主回液管路

供液管為 DN65S（dg≈dx=60 mm），到油箱主回液管路 Vg≈Vx=4.02 m/s。

芯子總長 Lx=5×0.147=0.735 m；膠管總長Lcg=300-0.735=299.265 m。

總壓力降為：

2.2.5 架間進液管

架間進液管為DN50S，接頭芯子內(nèi)徑Φ45 mm（dg≈dx=45 mm），芯子長度120 mm，則工作面內(nèi)芯子的總長Lx=180×0.12=21.6 m。則工作面內(nèi)膠管長度Lcg=300-21.6=278.4 m，Vg≈Vx=8.94 m/s。則沿程總壓力損失為：

2.2.6 架間回液管

架間回液管為DN63，接頭芯子內(nèi)徑Φ58 mm（dg≈dx=58 mm），芯子長度136 mm，則工作面內(nèi)芯子的總長Lx=180×0.136=24.48 m，則工作面內(nèi)膠管長度 Lcg=300-24.48=275.52 m。Vg≈Vx=8.44 m/s。

沿程總壓力損失：

2.2.7 工作面內(nèi)分支供液管

工作面內(nèi)分支供液管為DN50S（dg≈dx=45 mm），每條分支管路的長度為5.4 m，接頭數(shù)5個。則Lx=0.12 m，Lcg=5.4-0.12=5.28 m，膠管對應(yīng)的Vg=1.48 m/s，Vx=1.83 m/s。

則每條分支供液管路沿程壓力損失為：

2.3 管路液壓系統(tǒng)局部壓力損失

根據(jù)流體力學(xué)，局部壓力損失計算公式為：

式中：ζ為局部阻力系數(shù)，取0.3；v為進回液管路流體平均流速，m/s；s為進回液管路截面積，m2；Q為流經(jīng)管路附件流量，L/min。

過濾器壓力損失根據(jù)液壓工程手冊可知，ΔP過濾器=0.02 MPa；主進液管路上管路附件的局部壓力損失為ΔP進管路附件=0.006 MPa；主回夜管路上管路附件的局部壓力損失為ΔP回管路附件=0.005 MPa。以單個支架動作為例進行計算。

工作面首架主供液口壓力為：

P供液=P泵站-ΔP過濾器-ΔP順槽管路-ΔP進管路附件=37.5-0.02-2.43-0.006=35.044 MPa。

工作面尾架主供液口壓力為：

P供液=P泵站-ΔP過濾器-ΔP順槽管路-ΔP回管路附件=37.5-0.02-6.163-0.005=31.312 MPa.

由以上計算公式可知：工作面首個支架供液口壓力為35.044 MPa，由乳化液泵站到首架的壓力損失為2.43 MPa，工作面末端尾架的供液口壓力為31.312 MPa，高壓油液經(jīng)過整個工作面支架達(dá)到末端尾架壓力損失為6.163 MPa。壓力損失值在允許范圍內(nèi)，供液壓力能夠滿足支架的正常工作。

3 結(jié)論

文中完成了大采高液壓支架主供回液系統(tǒng)研究分析，對供回液方式進行了壓力損失理論計算，得出的結(jié)果能夠滿足大采高支架的正常工作。對主供回液管路驗證了其布置的合理性，解決了一些問題，這項課題在礦用大采高支架液控系統(tǒng)研究設(shè)計領(lǐng)域有一定的學(xué)術(shù)價值和實際應(yīng)用意義。

[1] 王喜貴.液壓支架供回液系統(tǒng)的阻力損失分析[J].煤礦機械，2011（5）：43-45.

[2] 舒鳳翔，王永強，李聚嶺.基于AMEsim的液壓支架管路系統(tǒng)壓力損失計算[J].煤炭技術(shù)，2009（12）：132-135.

[3] 劉志耀.綜采工作面液壓支架主進液管的壓力損失分析和選擇[J].煤礦現(xiàn)代化，2004（6）：98-99.

[4] 史春祥，芮冰.煤礦液壓支架用乳化液泵站[J].流體傳動與控制，2007（2）：39-41.

[5] 劉浩亮.基于MSCEasy5液壓自動調(diào)平方艙振動仿真分析[J].計算機輔助工程，2006（1）：62-64.