薄煤層工作面自動化控制關(guān)鍵技術(shù)研究

溫 華

(山西焦煤集團有限責任公司 機電部，山西 太原 030024)

煤炭在我國能源結(jié)構(gòu)中的比重持續(xù)居高不下，其中薄煤層煤炭資源儲量豐富，超過80%以上的礦井擁有薄煤層工作面[1].在以綜合機械化為主流開采手段的現(xiàn)代化煤礦中，煤炭產(chǎn)量雖逐年提升，但由于薄煤層的自動化控制技術(shù)還沒有得到廣泛推廣，導致薄煤層產(chǎn)量占比呈下降趨勢[2].為適應薄煤層工作面少人無人的生產(chǎn)要求及建設(shè)智能礦山的發(fā)展要求，薄煤層綜采機電設(shè)備和與之相匹配的自動化控制系統(tǒng)必須盡快完善。我國薄煤層液壓支架、采煤機和輸送機的自動化控制研究已進入實質(zhì)性階段，各子系統(tǒng)的協(xié)同工作與集中控制均取得很大的成功[3].相較于常見的中厚煤層開采，薄煤層工作面由于環(huán)境、適應性等原因，自動化控制技術(shù)推廣進展緩慢，工作面設(shè)備無法實現(xiàn)遠程協(xié)同工作，仍然需要人工現(xiàn)場操作，造成部分薄煤層工作面出現(xiàn)費時費力且產(chǎn)量不高的現(xiàn)狀[4].因此，針對薄煤層的自動化控制技術(shù)展開研究，完善適用于薄煤層機電設(shè)備的自動控制技術(shù)，以使薄煤層工作面各設(shè)備實現(xiàn)自動協(xié)同工作。

1 薄煤層液壓支架自動跟機技術(shù)

1.1 基于采煤機位置的液壓支架自動跟機技術(shù)

采煤機自身有一定的長度，在采煤機采煤位置的液壓支架不能執(zhí)行任何動作，只有采煤機滾筒前后的液壓支架執(zhí)行相應的動作。同時，為了使采煤機和液壓支架能夠協(xié)同動作，液壓支架自動跟機速度vz應大于采煤機的牽引速度，即：

(1)

式中：

vc—采煤機牽引速度，m/s；

vz—液壓支架自動跟機速度，m/s；

nz—同時移動的液壓支架數(shù)；

tz—自動跟機循環(huán)用時，s,現(xiàn)有控制方式下超過8.

bz—相鄰液壓支架中心距，m,取1.5.

采煤機割煤速度約為15 m/min，根據(jù)式(1)，則同時移動的液壓支架數(shù)大于1架，在薄煤層自動控制下，確保支架自動跟機運行穩(wěn)定，需要設(shè)置一定的移架范圍做為安全距離。

用Δxi表示第M架液壓支架與采煤機機身中心正對支架間的支架架數(shù)，根據(jù)定義可得：

Δxi=|M-N|

(2)

式中：

N—采煤機中心支架號；

M—執(zhí)行控制動作的液壓支架編號。

采用MG2×160/710-AWD型薄煤層采煤機機身長度6.75 m，約占5架液壓支架寬度，則Δxi對應值見表1.ZY3600/10/21D液壓支架自動跟機特性見表2.

表1 薄煤層工作面Δxi對應數(shù)值表

表2 ZY3600/10/21D液壓支架自動跟機特性表

f1—f3為移架動作，是“降-移-升”順序動作的總稱，降柱后控制推移千斤頂移架，并且在移架完成后完成升柱動作，及時支護頂板；f4為待命，確保移架和推溜之間具有一定安全距離；f2～f11為推溜過程，由于刮板輸送機的結(jié)構(gòu)特性，只能采用分步推移的方法，此區(qū)域段的液壓支架推移位移曲線將呈現(xiàn)“S形”。

液壓支架與執(zhí)行動作的對應關(guān)系為：

fi?M

即工作面第M架液壓支架執(zhí)行動作為fi，當采煤機中心位于第N架液壓支架時，執(zhí)行fi動作的為第M架支架，即表達式為：

fi=M=N-yΔxi

(3)

當采煤機在工作面內(nèi)執(zhí)行記憶截割時，隨著采煤機中心支架號N的變化，液壓支架控制器時刻檢測當前支架與采煤機的距離Δxi，并判斷當前液壓支架應該執(zhí)行的指令fi，按照上述規(guī)則進行自動化跟機控制，見圖1.

圖1 液壓支架自動跟機控制圖

當薄煤層液壓支架與采煤機相對距離處于Δx1—Δx3架時，距機身中心處后方第3架液壓支架已完成當前刀的截割，為保證頂板能夠得到及時支護，應該立即完成“降-移-升”的順序動作，實現(xiàn)液壓支架的移架。

當液壓支架與采煤機相對距離處于Δx5—Δx14架時，即機身中心處后方第5—14架液壓支架應將刮板輸送機中部槽推移到下一刀的工作所在位置，此區(qū)域內(nèi)分別執(zhí)行推溜1/10～1個行程，形成S彎，此區(qū)域內(nèi)的液壓支架進行推溜動作時，將直接決定推移位姿的直線度。

1.2 基于液壓支架位姿的“降-移-升”調(diào)控技術(shù)

1)“降-移-升”調(diào)控技術(shù)研究。

液壓支架在自動控制模式下進行自動跟機時，主要完成“降-移-升”動作和推移刮板輸送機工作，“降-移-升”過程的執(zhí)行時間決定了液壓支架的支護質(zhì)量，薄煤層液壓支架自動跟機的過程中，“降-移-升”過程應盡可能縮短[5].因此，提出基于液壓支架位姿的“降-移-升”調(diào)控方法。

薄煤層液壓支架當前支護高度H是反映支架當前支護狀態(tài)的關(guān)鍵參數(shù)，根據(jù)定義，液壓支架“降-移-升”過程中立柱降柱高度ΔH為：

ΔH=Hmax-H

(4)

式中：

Hmax—液壓支架完全撐起時的支護高度，m.

則傳統(tǒng)控制方式在參數(shù)化后，液壓支架脫離頂板時降柱高度ΔH1為：

ΔH1=Hmax-Hmin

(5)

式中：

Hmin—液壓支架脫離頂板時的支護高度，m.

以此為依據(jù)的“降-移-升”過程只能在降柱動作執(zhí)行完成后開始拉架動作，耗時較長，適應性較差。現(xiàn)從Hmin—Hmax中取得臨界支護高度Hc，當H=Hc時，支架推移千斤頂提供的拉架力Tc等于支架與頂?shù)装宓哪Σ亮χ停藭r液壓支架剛好能被拉動，見圖2.

圖2 液壓支架臨界狀態(tài)受力圖

根據(jù)平衡條件，此時推移千斤頂拉架力Tc為：

Tc=pmfs+(pm+G)fx

(6)

式中：

pm—頂板壓力，MPa；

fs—支架與頂板的摩擦系數(shù)；

fx—支架與底座的摩擦系數(shù)；

G—液壓支架重力，kN.

由力矩平衡得出臨界支護高度下立柱支撐力Fc，另外通過支架壓力傳感器反饋的立柱底腔壓力確定的立柱支撐力Fc進行匹配，根據(jù)現(xiàn)場礦壓情況確定Hc的具體數(shù)值，此時的降柱高度ΔH2為：

ΔH2=Hmax-Hc

式中:

ΔH2—臨界狀態(tài)下液壓支架降柱高度，m.

因ΔH2<ΔH1，以ΔH2作為觸發(fā)移架動作條件，由傾角傳感器解算出ΔH=ΔH2時，液壓支架在降柱的同時開始執(zhí)行移架命令，實現(xiàn)邊降邊移，有效縮短“降-移”總時間，提高自動跟機效率。根據(jù)液壓支架力學特性，此時液壓支架工作在帶壓移架狀態(tài)，推移千斤頂承受的移架力大于正常工作狀態(tài)，因推移千斤頂參數(shù)在液壓支架選型設(shè)計時已經(jīng)確定，長時間工作在此狀態(tài)會拉斷推移千斤頂，為保證推移千斤頂使用壽命，在移架過程中立柱繼續(xù)保持降柱動作，直至液壓支架脫離頂板使支架高度降到Hmin，以減輕推移千斤頂負荷。薄煤層液壓支架“降-移-升”調(diào)控過程見圖3.

圖3 薄煤層液壓支架“降-移-升”調(diào)控過程圖

2)“降-移-升”工作特性分析。

為研究薄煤層液壓支架分段式“降-移-升”控制與基于液壓支架位姿的“降-移-升”調(diào)控的支護適應性，對兩種控制方式下的液壓支架工作特性進行分析。薄煤層液壓支架的降柱、移架、升柱動作均由各千斤頂實現(xiàn)，各千斤頂動作時間t可按下式計算：

(7)

式中：

V—千斤頂所需排出的液體體積，L；

q—供液流量，L/min.

ΔS=ΔHcosδ

(8)

式中：

ΔS—立柱動作行程，m；

δ—立柱與豎直方向的夾角，(°).

ZY6000/10/21D液壓支架立柱缸徑320 mm，降柱時最大流量出現(xiàn)在立柱底腔，根據(jù)壓力損失取回液流量140 L/min.根據(jù)工作面的工況條件，得頂梁脫離頂板時立柱降柱行程為ΔS1=100 mm，處于臨界支護高度Hc時立柱的降柱行程ΔS2=50 mm，則采用分段“降-移-升”時液壓支架立柱降柱ΔS1需要時間t1為：

(9)

(10)

(11)

ZY600/10/21D液壓支架推移千斤頂無桿腔d160 mm，推桿d105 mm，流量300 L/min，根據(jù)式(9)、(10)，液壓支架移架800 mm所需要液體體積V2、移架時間t2為：

(12)

(13)

立柱升柱過程最大流量出現(xiàn)在進油，則完成整個升柱過程所需進液體積V3、升柱時間t3為：

(14)

(15)

(16)

(17)

薄煤層液壓支架分段“降-移-升”及基于液壓支架位姿進行調(diào)控的“降-移-升”總時間見表3.

表3 “降-移-升”過程耗時對比表

采用基于液壓支架位姿的 “降-移-升”調(diào)控后，液壓支架可實現(xiàn)降柱卸載和移架工序的同步化，液壓支架“降-移-升”循環(huán)時間相較于分段控制縮短了30%，降低了自動跟機過程中頂板破碎的可能性，有利于頂板管理，提高了薄煤層液壓支架的支護適應性。

2 基于采煤機速度的刮板輸送機推移控制技術(shù)

現(xiàn)有的薄煤層刮板輸送機推移方式多為成組推移，即采煤機機身安全距離后8～10架液壓支架為一組，同時向煤壁側(cè)推移刮板輸送機。當?shù)谝唤M刮板輸送機推移到位后，第二組刮板輸送機的彎曲段被動生成，導致各節(jié)中部槽的推移狀態(tài)不受控制，將會影響推移過后的直線度[6].因此，提出一種基于采煤機速度的刮板輸送機順序推移控制方法，實現(xiàn)各節(jié)中部槽的自動、可控推移，減少每節(jié)中部槽在推移過程中的反復轉(zhuǎn)動。

刮板輸送機兩節(jié)中部槽由啞鈴銷連接，中間有間距，使得在液壓支架控制推移千斤頂對刮板輸送機進行推移的過程中，刮板輸送機會產(chǎn)生一段彎曲區(qū)間，見圖4.

圖4 刮板輸送機彎曲段圖

刮板輸送機的彎曲段長度可按下式計算：

(18)

每節(jié)中部槽的位移量y為：

(19)

式中：

Ng—行成彎曲段的中部槽節(jié)數(shù)；

αg—中部槽之間允許的最大水平轉(zhuǎn)角,(°)；

L1—中部槽寬度，m；

lg—中部槽長度，m；

bg—相鄰中部槽之間夾角所對應的弦長，m.

代入薄煤層刮板輸送機參數(shù)可知，行成彎曲段的中部槽節(jié)數(shù)Ng為10節(jié)。

為使刮板輸送機推移速度匹配采煤機運行速度，需要多臺支架同時執(zhí)行推溜動作，由液壓支架控制器向目標支架發(fā)送控制指令，第一架液壓支架開始推溜后經(jīng)延時T后，第二架液壓支架開始動作。同理，一個彎曲段內(nèi)后續(xù)液壓支架經(jīng)延時后相繼開始推溜，并不斷行成新的彎曲段，則目標支架收到推移控制指令頻率及延時為：

(20)

(21)

式中：

t4—刮板輸送機推移時間，s，取7.3.

代入得T=0.81 s，即在采煤機速度為15 m/min時，每隔0.81 s觸發(fā)一節(jié)中部槽，才能匹配采煤機的運行速度。

執(zhí)行推移刮板輸送機命令的支架范圍Ns～Ne為：

Ns=N-Δx2+1

(22)

Ne=N-Δx2-Nz+1

(23)

則從推移開始到第一個彎曲段結(jié)束，有薄煤層工作面刮板輸送機自動推移動作時序圖見圖5.

圖5 刮板輸送機彎曲段推移時序圖

3 采煤機滾筒自適應調(diào)高技術(shù)

以采煤機右滾筒為例，采煤機的姿態(tài)信息包括機身傾角和搖臂傾角，因底板狀態(tài)發(fā)生變化造成機身傾角和高度變化時，需要對搖臂傾角進行調(diào)節(jié)，使?jié)L筒高度滿足控制要求[7-10].第i-1刀j點采煤機姿態(tài)圖見圖6.

圖6 第i-1刀j點采煤機姿態(tài)圖

由圖6可知，當采煤機中心處于第i-1刀j點時，底板傾角為β1，右滾筒搖臂與機身平面的夾角為α1，以第i-1刀的采煤機位姿為基準建立坐標系，則當前采煤機右滾筒高度h1為：

(24)

式中：

a—機身長度，m；

b—機身高度，m；

l—搖臂長度，m.

第i刀j點采煤機姿態(tài)圖見圖7.由圖7可知，當采煤機中心處于第i刀j點時，采煤機機身傾角和高度因底板起伏發(fā)生變化[11-12]，此時底板傾角為β2，右滾筒搖臂與機身之間的夾角為α2，則此時采煤機右滾筒中心距底板高度h2為：

圖7 第i刀j點采煤機姿態(tài)圖

式中：

Δβ—第i-1刀和第i刀底板傾角的變化量，Δβ=β2-β1.

理想狀態(tài)下，采煤機第i刀和i-1刀在j點出的滾筒高度應相等，即：

h1=h2+Δh

式中：

Δh—第i-1刀和第i刀底板高度的變化量。

則Si,j處右搖臂傾角值α2為：

α2=-Δβ+arcsin

(25)

則相對于第i-1刀右搖臂傾角變化值Δα為：

Δα=α2-α1

(26)

考慮底板高度變化Δh和底板傾角變化Δβ對采煤機記憶截割執(zhí)行效果的影響，當采煤機處于狀態(tài)Si,j時的右滾筒搖臂傾角αi,j應為：

αi,j=-Δβ+arcsin

(27)

執(zhí)行記憶截割時，采煤機前滾筒實際高度hi.j為：

(28)

當薄煤層采煤機機身傾角變化Δβ或底板高度變化Δh時，采煤機可調(diào)整當前前滾筒搖臂傾角αi,j來實現(xiàn)截割高度的自動適應，滾筒高度自動補償方法見圖8.

圖8 薄煤層采煤機記憶截割滾筒高度自動補償方法圖

通過滾筒高度自動補償，可使薄煤層采煤機在底板任意起伏的情況下實現(xiàn)搖臂的自適應調(diào)整，其執(zhí)行效果見圖9.

圖9 滾筒高度自動補償效果圖

如圖9所示，采煤機前滾筒的截割高度能夠適應底板高度和傾角的變化，當?shù)装鍫顟B(tài)發(fā)生變化時，通過薄煤層采煤機滾筒自動補償技術(shù)調(diào)整搖臂角度實現(xiàn)滾筒高度自動適應，輸出新的理論截割高度[13]，并以此為依據(jù)，調(diào)節(jié)采煤機滾筒的實際截割高度，使?jié)L筒實際截割高度與新的理論高度一致。

4 結(jié) 語

1)為實現(xiàn)薄煤層自動化控制功能，以自動化控制模型為依據(jù)，對薄煤層的自動化控制關(guān)鍵技術(shù)進行了研究。以液壓支架位姿和采煤機位置信息為基礎(chǔ)，確定了基于液壓支架位置姿態(tài)的自動跟機過程“降-移-升”調(diào)控技術(shù)，并通過理論計算得到了調(diào)控后的移架循環(huán)時間為原有方法的70%.

2)根據(jù)采煤機、液壓支架和刮板輸送機三者間的配合關(guān)系，提出刮板輸送機順序控制方法，通過分析中部槽推移頻率得出刮板輸送機推移延時，以實現(xiàn)刮板輸送機位移精確控制。

3)通過薄煤層采煤機滾筒自動補償技術(shù)調(diào)整搖臂角度實現(xiàn)滾筒高度自動適應，輸出新的理論截割高度，調(diào)節(jié)采煤機滾筒的實際截割高度，使?jié)L筒實際截割高度與新的理論高度一致，使采煤機搖臂能夠自動適應底板的起伏。