采煤機滾筒截割性能參數優化分析

賀炳偉

(延安車村煤業(集團)有限責任公司，陜西 延安 717300)

0 引言

裝煤率作為綜采工作面采煤機工作性能的主要評價指標，其與采煤機運動參數、幾何參數以及兩者之間的匹配性有著復雜的非線性關系[1]。目前已有的有限元等分析方法存在較大的局限性，且不能完全滿足并符合實際采煤的工作要求[2]。

離散元法是求解與分析復雜離散系統運動規律與力學特性的一種新型數值方法[3]。SHATOKHA V等[4]通過離散元法得到了煤壁在不同沖擊速度下其內部的斷裂鍵數目，從而分析得出了開采煤炭所適宜的沖擊速度。HORIBE M等[5]由離散元法研究了不同刮板輸送機運行速度下，煤炭顆粒體對其中部槽的磨損情況。趙麗娟等[6]應用離散元軟件EDEM對采煤機的滾筒開展仿真研究，從而對滾筒的薄弱環節進行優化，降低其最大應力。劉春生等[7]為了解決極薄煤層采煤機滾筒的裝煤效率問題，分析了極薄煤層采煤機滾筒的工作參數，在此基礎上建立了以裝煤效率和裝煤能耗為評價目標的評價模型，最終通過EDEM離散元軟件進行了割煤效果的分析。已有的離散元法研究多數將顆粒體定義為剛體并未粘接，故無法達到破碎的效果。為此，以“MG160/375-QWD”型號采煤機為研究載體，建立煤炭顆粒在滾筒截齒處的運動學模型，將裝煤率作為評價指標，通過API對離散元法內煤炭顆粒接觸模型進行二次開發，采用EDEM進行以二次回歸正交旋轉組合為方案的仿真研究，以期獲得采煤機的最優參數組合，為采煤機的優化研究提供理論依據。

1 煤炭顆粒體運動學模型

忽略煤炭顆粒的自身重力，對煤炭顆粒在滾筒截齒上的受力開展分析，如圖1所示。

圖1 煤炭顆粒在截齒上的受力Fig.1 Stress of coal particles on the pick

得到煤炭顆粒的受力平衡方程為

(1)

式中，Fx為軸向拋煤力，N；Fy為煤炭顆粒所受切向力，N；μ為摩擦系數；FN為截齒對煤炭顆粒的支持力，N；β為截齒螺旋角，(°)。由式(1)與轉速可以求得滾筒的采煤功率，見式(2)

(2)

式中，vq為煤顆粒切向速度，m/s；滾筒采煤功率Pz可表示為

(3)

式中，dt為采煤機滾動直徑，mm；vm為采煤機截齒線速度，m/s；Sr為阻力系數，有、無檔煤板分別取值為420 N/cm、1 150 N/cm，n為采煤機滾筒轉速，r/min。通過式(2)和式(3)的相等關系可得出

(4)

式中，γc為摩擦角，(°)；dl為煤炭顆粒所在處的旋轉直徑，mm。將式(4)得出式(1)的表達形式為

(5)

(6)

可以分析得知煤炭顆粒在截齒部的受力運動受截齒升角β、筒轂直徑dt以及滾筒轉速n多參數的復雜綜合作用。文中主要研究滾筒轉速、筒轂直徑和截齒升角等因素對裝煤率的影響。

2 基于EDEM的輔助參數設計和優化

2.1 幾何模型的建立與顆粒模型的測試

鑒于離散元軟件EDEM自身的建模能力較弱，且基于離散元法的仿真研究只需要將和煤炭顆粒提所接觸的外界幾何體導入[8]。為保證仿真計算的效率，對MG160/375-QWD采煤機滾筒結構相關幾何尺寸進行測量以及簡化，并采用UG軟件對采煤機滾筒進行建模。根據塌落實驗測試煤炭顆粒休止角，將休止角測試結果通過輸入到離散元官方網站的在線測試工具，來獲得煤炭顆粒部分物理特性與力學特性的相關數據，并結合文獻[9]，將煤炭顆粒與截齒、葉片以及滾筒物理特性和相互間的力學特性進行設置見表1、表2。

表1 物理特性

表2 力學特性

2.2 EDEM軟件仿真

將Hertz-MindLin(no slip)Built-in作為煤炭顆粒與截齒、葉片、滾筒表面的接觸模型，但鑒于煤炭顆粒體之間具有較小粘結的作用，另外EDEM內的JKR接觸模型可以較好完成顆粒的粘結，為保證所選擇接觸模型更好的適用于所研究顆粒，實現煤炭破碎開采的效果，故利用應用程序編程接口Application Programming Interface(API)對該接觸模型進行二次編程開發，將煤炭顆粒間的接觸設置成編譯后的JKR模型[10]。為驗證離散元模擬顆粒破碎的可行性以及編譯后的JKR模型，在離散元軟件中命令截齒以一定的運動與煤炭顆粒發生撞擊，如圖2(a)所示。當截齒的切割力超過煤炭顆粒間的粘結力(粘結力通過仿真與實驗值標定方法獲得，結果為1.8×106N，則煤體發生破碎[11]，如圖2(b)所示。

圖2 煤體破碎示意Fig.2 Schematic diagram of coal body crushing

從圖2可以看出，當截齒撞擊煤體，隨著切入深度增加，煤體發生破碎，煤炭顆粒間的粘結徹底被破壞，進而煤炭顆粒呈現出脫落的現象，剩余煤體仍繼續被截割。另外，該過程與Evans破碎理論相符合[12]。在EDEM中添加顆粒工廠使其生成煤炭顆粒體個數為2×108顆，其半徑平均值為32 mm，采用正態分布的方式生成顆粒尺寸，標準差為0.166，通過EDEM中顆粒堆積擠壓的形式構成煤壁，于仿真開始至10 s完成煤炭顆粒體全部構建。將UG所建立的采煤機三維模型導入離散元軟件EDEM，來進行采煤過程的離散元法研究。另外，根據采煤工藝相關要求，在采煤機下方設置與刮板輸送機尺寸對應的Grid Bin Group，對落入其中的煤炭顆粒進行劃分網絡統計，全部設置完畢后的仿真過程如圖3所示。

圖3 某一時刻顆粒統計的截割狀態Fig.3 Cutting state of particle statistics at a certain time

2.3 仿真試驗因素與指標

本研究采煤機的工作性能評價指標裝煤率為

(7)

式中，δc為裝煤率，簡記為C，%；nc為落入到刮板輸送機尺寸對應網格內的煤炭顆粒數目；N為被截割煤壁部分煤炭顆粒數目。根據理論分析和實際采煤機作業要求[13 -15]，對滾筒轉速、筒轂直徑、截齒升角各因素水平進行編碼取值，見表3，每個編碼重復進行10次仿真試驗，取其均值為仿真結果，仿真方案與結果見表4。

表3 因素水平編碼

表4 試驗方案與結果

2.4 試驗結果及分析

通過SPSS軟件對表4裝煤率的離散元法研究結果開展非線性回歸分析，見表5。

表5 裝煤率回歸方程檢驗

查F表得F0.01(10,13)=4.10，F=25 311.135，因此回歸方程表現顯著，其二次回歸的方程模型為

C=-172.711+3.355X1+0.898X2+0.590X3-

(8)

通過Matlab編寫程序計算獲得所研究因素的三維等值線圖，如圖4所示。

通過圖4可以看出，滾筒轉速對裝煤率影響最大，筒轂直徑次之，截齒升角對裝煤率影響最小。滾筒轉速位于零水平，當筒轂直徑開始逐漸增大，裝煤率與其有著非線性關系，出現了先急劇上升后緩慢下降的現象；將筒轂直徑固定在零水平時，當滾筒轉速開始逐漸增加，裝煤率則呈現出先上升后下降的現象。當滾筒轉速固定在零水平時，隨著截齒升角的增加，裝煤率呈現出緩慢下降的現象；當截齒升角固定在零水平時，隨著滾筒轉速的增加，裝煤率呈現出先上升后下降的現象。當筒轂直徑固定在零水平時，隨著截齒升角的增加，裝煤率呈現出緩慢上升的現象；當截齒升角固定在零水平時，隨著滾筒轉速的增加，裝煤率呈現出先急劇上升后緩慢下降的現象；由圖表明筒轂直徑、截齒升角、滾筒轉速和裝煤率之間存在復雜的非線性耦合關系。

圖4 裝煤率等值線Fig.4 Contour map of coal loading rate

2.5 采煤機性能優化

結合煤礦綜采采區設計規范以及采煤機各性能評價指標的回歸方程，建議約束函數為

(9)

由Matlab中非線性優化函數Fmincon及程序開展尋優處理，最終求得圓整后滾筒轉速為71.3 r/min，筒轂直徑為317.3 mm，截齒升角角度為23.5°。在此條件下進行仿真驗證試驗，得到裝煤率為82.6%。

3 結論

(1)將MG160/375-QWD采煤機作為研究對象，對煤炭顆粒位于截齒上的動力學模型開展分析研究，并利用應用程序編程接口(API)對煤炭顆粒接觸模型進行二次開發。

(2)通過離散元軟件EDEM開展仿真，由二次回歸正交旋轉組合方法建立了以裝煤率為采煤機工作性能評價指標的回歸方程，并以Matlab繪制了該評價指標的等值線圖，得到了試驗因素對其影響趨勢以及主次因素。

(3)確定了所研究采煤機的最佳部分參數組合，當圓整后采煤機滾筒轉速為71.3 r/min、筒轂直徑為317.3 mm、截齒升角角度為23.5°時，得到最大裝煤率為82.6%。