采煤機變頻調速系統優化研究

□ 李維偉

太重煤機有限公司 太原 030032

1 研究背景

為了提高采煤機的生產效率,一般從兩方面著手,一是牽引速度,二是牽引力。牽引速度與電機帶動的負載成正比關系,過高的牽引速度會使電機運行功率高于額定功率。而電機過載則會引起停機保護,從而降低采煤機牽引系統的可靠性,影響采煤生產[1-3]。

針對以上問題,在牽引系統中常采用較成熟的變頻調速,根據電機實時負載狀況匹配相應的牽引速度。變頻調速由直接轉矩控制,在調速的同時,既可以提高生產力,又不影響采煤機的整體穩定性和可靠性[4-6]。筆者對采煤機變頻調速系統進行優化研究。

2 采煤機變頻調速特性

采煤機變頻調速指在采煤機運行過程中,當遇到外在狀況影響牽引電機功率或牽引力時,電機都能自主調整為與之相匹配的速度,從而避免電機過載、欠載,以及造成能耗浪費。采煤機的牽引力和牽引電機的功率會因為煤層不同而發生改變,受煤層硬度、脆性,以及煤炭截割阻力等的影響。在牽引力和牽引電機功率發生改變的情況下,采煤機通過自動調整牽引速度,使自身保持滿載運行的狀態[7-8]。

3 采煤機變頻調速系統模型

筆者針對MG2×70/325B Ⅵ型采煤機進行建模分析,該采煤機牽引部分屬于交流電機牽引模式,采用直接轉矩控制,電機調速符合矢量控制原理。牽引電機主要用于牽引采煤機滾筒部分,對此,通過建立滾筒模塊和牽引電機系統進行仿真分析[9-11]。

3.1 滾筒模塊

將MG2×70/325B Ⅵ型采煤機作為研究對象,滾筒的工作狀態為采煤機前、后置滾筒均切入煤層,但后置滾筒距底板的臥底量最大不超過0.06 m,采煤層的厚度均值不超過1.5 m。在這一工作狀態下,分析滾筒齒刃的受力情況。假設滾筒齒刃的排列為平鋪式,前置滾筒切入煤層后,滾筒齒刃受到來自煤層的牽引力和側向擠壓力。另外,煤層因旋轉掘進而受到破壞,會產生對滾筒齒刃的阻力,這一阻力分為切割阻力和軸向阻力兩部分。滾筒上的螺旋葉片在掘進時受到因傳輸煤塊而形成的反作用力。滾筒截煤時的總受力即為上述各力的矢量和。

按照上述受力情況建立滾筒模塊,滾筒齒刃受到的牽引力和側向擠壓力方向垂直,螺旋葉片的截煤反力與滾筒齒刃的軸向阻力方向相反,滾筒受力的方向和大小并非恒定。通過對比實際工況,可以驗證滾筒模塊是否符合實際情況。

實際工況中,前置滾筒截深厚度為0.65 m,煤層的堅固因子為3,后置滾筒臥底量為0.06 m,煤巖的堅固因子為7,采煤機的牽引速度為4.2 m/min,滾筒的轉速為84 r/min。

按照上述設定工況計算前、后置滾筒齒刃的三坐標力,具體截煤計算式為:

(1)

(2)

式中:Rxi、Ryi、Rzi依次為滾筒齒刃截煤時在X、Y、Z軸方向的作用力;Xi為沿滾筒軸向指向煤壁一側的側向力;Yi為沿滾筒齒刃角速度方向的推進力;Zi為沿滾筒齒刃線速度方向的截割力;Rx、Ry、Rz為滾筒的三坐標力;ω為滾筒角速度;t為采煤機系統的運行時間;φi為在t時刻、第i個截線上工作齒刃在滾筒圓周方向的角度,(°);Rs為裝煤反力;Xq為滾筒附加軸向力。

計算后發現,前置滾筒的三坐標力Rx平均值為18 kN,Ry平均值為8 kN,Rz平均值為-4.5 kN,后置滾筒的三坐標力Rx平均值為26 kN,Ry平均值為-5.5 kN,Rz平均值為-5 kN,波動情況與實際工況吻合。

3.2 牽引電機系統

MG2×70/325B Ⅵ型采煤機的牽引部分使用雙電機驅動形式,交流電機的轉動慣量為1.31 kg·m2。在建立牽引電機負載系統時,需要考慮傳動所帶來的損耗。由于傳動受力結構復雜,因此可以將整個傳動鏈精簡為單齒嚙合。根據計算,可以得到牽引系統的傳動效率為85%,傳動比為192.8。

為了保證系統建立的準確性,還需要詳細分析牽引電機負載的具體情況。牽引電機的負載主要來自采煤機本身和滾筒工作產生的阻力,另外,由于井下環境惡劣,系統結構復雜,牽引電機在工作狀態下往往還會受到來自外界的干擾。可見,牽引電機負載的大小和方向是隨時間變化的,無法簡單由一個近似值建立系統。對此,可以根據等效均布載荷的方式,簡化傳動系統,計算電機電磁轉矩,進而簡化受力情況,當然,負載效應仍應與實際的負載效應保持一致。采煤機的理論質量為19.5×103kg,通過計算得到電機負載值與實際工況相符。

所建立的牽引電機系統如圖1所示。

▲圖1 牽引電機系統

4 仿真結果分析

采煤機的電機功率在200 kW以上,電機因為慣性向電路中短路點輸送電流的情況較為明顯。另外,在采煤過程中,采煤深度和煤層的堅固程度會隨時間的推移而產生不同的變化,為了保證仿真的有效性,筆者在仿真中進行如下模擬:① 起始狀態挖掘煤層的堅固因子設定為2.6,煤層的平均深度為0.5 m;② 采煤機電機起動時無負載,0.5 s后滾筒齒刃接觸煤層;③ 掘進速度控制在0.08 m/s,假設煤層深度較淺,1.5 s后接觸巖層,巖層的堅固因子較煤層高0.5。

電機轉速的變化情況如圖2所示。電機由變頻調速系統控制,轉速隨負載的增大而發生變化。空載狀態時,電機轉速恒定為1 200 r/min。隨著滾筒齒刃接觸煤層,在0.8 s時,電機轉速發生變化,并在0.2 s后穩定至1 350 r/min。

電機電磁轉矩波形變化情況如圖3所示。由圖3可知,在空載狀態下,電機電磁轉矩波形變化幅度很大;當設備產生負載后,轉矩振動幅度減小。變頻調速系統的穩定性較差,一方面會導致電機抖動,另一方面也會影響電機速度的穩定性,使電機能耗過大。通過研究認為,造成電機穩定性差的主要原因在于電機采用了直接轉矩控制。

▲圖2 電機轉速變化情況

▲圖3 電機電磁轉矩波形變化情況

5 基于定子磁鏈補償器的轉矩控制

為解決采煤機穩定性差的問題,筆者在變頻調速系統中增加了定子磁鏈補償器,這一補償器可用于控制轉矩的波動幅值,減小振動。定子補償器加入變頻調速系統,可以通過調整系統預估的轉矩值,加入數據補償,使轉矩振幅趨穩。

首先增加一個低通濾波器,作用在于將大量高于截止頻率的干擾頻率濾除。變頻調速系統中,電磁轉矩的估值是由定子磁鏈決定的,系統內轉矩波動較大就是因為定子磁鏈轉速未進行補償,而受到干擾所致。對此,可以在濾波器后增加比例積分控制器,減小定子磁鏈估值引起的偏差。

異步電機進行電磁轉矩計算時,主要計算式為:

(3)

Te=npLm(isβisα-isαisβ)=np(isβΨsα-isαΨsβ)

(4)

式中:isα,isβ分別為定子電流α、β軸分量;Lm為定子間互感;Ls為定子漏感;np為極對數;Ψsα,Ψsβ分別為定子磁鏈估值α、β軸分量;Te為異步電機轉矩估值。

基于定子磁鏈補償器的異步電機轉矩控制系統如圖4所示。采用這一系統,能夠更有效地使系統補償定子磁鏈估值分量,由此使得到的轉矩值更為穩定和精確。

采用基于定子磁鏈補償器的轉矩控制,電機電磁轉矩波形的變化情況如圖5所示。由圖5可以很明顯看出,在電機空載階段,由于定子磁鏈補償器的作用,電機的轉矩幅值明顯減小,波動趨于穩定。增加定子磁鏈補償器后,優化了采煤機變頻調速控制系統,降低了設備調速產生的能耗。

▲圖4 基于定子磁鏈補償器的異步電機轉矩控制系統

▲圖5 基于定子磁鏈補償器的轉矩控制電機電磁轉矩波形

6 結束語

影響采煤機牽引部分零件使用壽命的一個主要因素是轉矩波動較大,導致零件受力不均勻,同時會造成采煤能耗增大等負面影響。筆者在采煤機設計過程中利用計算機軟件對變頻調速系統進行仿真分析,優化其調速性能。根據仿真分析得到的結果,通過增加定子磁鏈補償器對變頻調速系統進行優化,有效解決了上述問題。