工作面液壓系統流量補償技術研究

趙叔吉

（1.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013；2.煤炭科學研究總院 開采研究分院，北京 100013）

0 引言

提高煤炭產能、實現煤炭資源高效開采是煤礦智能化開采的核心任務之一[1-4]。隨著工作面長度不斷增加，工作面液壓系統的供液能力受到挑戰[5]。為了保障工作面的快速跟機移架和采煤機快速高效截割，提高工作面采煤效率，對工作面現有液壓系統存在的問題進行分析、改進和優化勢在必行。

目前工作面液壓系統的優化主要集中于關鍵液壓元器件[6-7]、供液網絡[8]和控制系統[9-10]3個方面。如：在關鍵液壓元器件優化方面，文獻[6]以最短移架時間和最低成本為目標，給出了不同泵站流量、工作面巷道管路直徑及管路布置方式等多種組合的優化設計；在供液網絡優化方面，文獻[8]建立了工作面液壓系統仿真模型，分析了不同元器件參數對液壓支架動作速度的影響；在控制系統優化方面，文獻[9]基于液壓系統進液壓力預測拉架時間，提高了自動跟機的準確性。此外，為了滿足超長工作面的供液需求，提高液壓系統供液能力，許多學者從開發新的控制算法[11-12]、控制硬件和液壓系統監測軟件[13]、新的供液模式和供液系統拓撲結構[14]等方面展開研究與實踐。

目前的研究工作大多著眼于泵站和其他液壓系統元器件參數為基礎的工作面液壓系統控制技術，而相關軟硬件的開發和維護會帶來較高的時間和人力成本。另外，對連續推進過程中液壓系統壓力流量特性的分析較少，針對液壓系統壓力流量波動問題缺乏簡單有效的解決方案。

本文基于陜煤集團張家峁礦業有限公司（簡稱張家峁煤礦）2-2煤層新建大采高工作面的液壓系統工程設計實踐，利用AMEsim軟件建立液壓支架仿真模型，研究液壓支架連續動作時液壓系統的壓力流量特性，指出移架過慢的原因是瞬時增大的流量需求。開發了基于蓄能器的流量補償技術，仿真分析了蓄能器作用下液壓支架移速和液壓系統壓力流量特性變化，并通過現場試驗驗證了流量補償技術的有效性，為液壓系統的改進提供了方向。

1 工程背景

張家峁煤礦是國家發展改革委在神府南區總體規劃建設的4對大型礦井之一。礦井井田東西寬約9.5 km，南北長約19.5 km，主采煤層為低灰分、低硫、低磷、高熱值、高揮發分的優質動力煤[15]。

張家峁煤礦2-2煤層埋深為21.47～134.55 m，平均埋深為130 m左右。松散層平均厚度約為40 m，基巖層平均厚度約為90 m，基巖巖性以砂巖為主。煤層自然厚度（含夾矸）為5.26～10.07 m，平均厚度為8.38 m。直接頂初次垮落步距為18.6 m，屬3類穩定頂板，采用全部垮落法開采。

煤礦新建大采高工作面長度為320 m，配套設備平均采高為7.6 m，配套液壓支架型號為ZY21000/37/80D，采煤機裝機總功率為3 050 kW，帶式輸送機帶寬為1 600 mm。以掩護式中部液壓支架為例，部分參數見表1。

表1 張家峁煤礦2-2煤層新建工作面中部液壓支架部分參數Table 1 Part parameters of hydraulic support in the middle of new working face of Zhangjiamao Coal Mine 2-2 coal seam

2 單臺液壓支架仿真建模

根據液壓支架液壓系統圖及其使用說明書，液壓支架仿真建模時所用結構參數見表2。本文主要研究液壓支架移架和推溜動作下的液壓系統特性，因此忽略側護板千斤頂、底調千斤頂、頂梁噴霧等液壓系統零部件的動作及漏液等情況。

表2 液壓支架立柱和千斤頂結構參數Table 2 Structural parameters of hydraulic support columns and jacksmm

參照液壓系統圖，根據液壓支架移架和推溜動作控制時序，對同一動作的成組千斤頂建立相應子模型，并配合時序控制器來控制每組千斤頂的運動順序和時間。為了簡化計算，省略各子模型中的泄壓閥等元器件。液壓管路選用可綜合考慮摩擦力和液體體積模量影響的C-R模型[16]，其長度和半徑均按照實際設計尺寸設置。乳化液密度、體積模量和動力黏度分別設置為1 000 kg/m3，2.0 GPa，1.49×10-3Pa·s[17-18]。電液控換向閥型號為FHD500/31.5Z，標稱流量為500 L/min，對應流阻為6 MPa[19]；立柱外缸進液口與快速供液閥相連，根據說明書可知快速供液閥公稱流量為1 000 L/min，對應流阻為6 MPa，每個立柱由2個快速供液閥供液；推移千斤頂無桿腔由2個電液控換向閥共同供液，其余各腔由單臺電液控換向閥單獨供液。各子模型如圖1、圖2所示。其中標號為1的接口均為回液口，標號為2的接口均為進液口；抬底千斤頂和立柱處標號為4的接口相互連接，以便升立柱時聯動抬底千斤頂收縮；推移千斤頂和伸縮千斤頂處標號為4的接口相互連接，以便移架時打開伸縮千斤頂的雙向鎖。

圖1 支架液壓系統子模型Fig.1 Submodels of support hydraulic system

圖2 立柱子模型Fig.2 Submodel of columns

按照管路連接邏輯，建立單臺液壓支架仿真模型，如圖3所示。

圖3 單臺液壓支架仿真模型Fig.3 Simulation model of single hydraulic support

參考液壓支架自動化跟機移架工藝流程[20]，結合工作面實際參數和單架仿真結果，對工作面中部單臺液壓支架各千斤頂推溜移架時的動作時序安排如圖4所示。本文主要研究循環移架過程中液壓系統相關參數的變化，忽略伸縮、平衡和護幫等千斤頂的動作，以及頂底板情況對移架過程的影響。

圖4 仿真模型中各千斤頂動作時序Fig.4 Each jack action timing of simulate model

3 成組液壓支架仿真建模

搭建完單臺液壓支架仿真模型后，根據工作面液壓系統圖，建立工作面液壓系統仿真模型，如圖5所示，其中L1～L7為各段管路長度，?為對應管路公稱直徑。受算力限制，并考慮采煤機截割速度、液壓支架移架速度、液壓支架等因素，在仿真模型中放入4臺液壓支架。工作面進回液采用三進三回形式，進回液管規格分別為DN51G和DN63D，整個工作面長度為320 m，機頭距泵站所在列車長度L0=250 m。單臺乳化液泵額定流量為1 250 L/min，2臺并用。

圖5 液壓系統仿真模型Fig.5 Simulation model of hydraulic system

按照千斤頂動作時序，仿真1～4臺液壓支架循環移架推溜過程中液壓系統壓力流量情況，共進行5個循環。對應的推移千斤頂、立柱行程隨時間變化曲線如圖6、圖7所示。可看出1～2臺液壓支架進行循環移架推溜動作時，推移千斤頂能完成完整的行程（0.80 m），與工作面采掘規劃相符；3～4臺液壓支架循環動作時，由于瞬時供液量不足，推移千斤頂最大位移分別為0.70，0.53 m；1～4臺液壓支架動作時，立柱的最大收縮量分別為0.12，0.10，0.09，0.08 m，基本滿足移架要求，但4臺液壓支架同時動作時，升柱位移小于降柱位移，立柱高度逐步下降，表明升柱時泵站供液量不足。

圖6 推移千斤頂行程隨時間變化曲線Fig.6 Displacement change curves of push jack over time

圖7 立柱行程隨時間變化曲線Fig.7 Displacement change curves of columns over time

1～4臺液壓支架動作時，泵站的輸出壓力如圖8所示。可看出在立柱伸出和推移千斤頂運動過程中，泵站最大輸出流量不足，輸出壓力明顯下降，最低至額定壓力（31.5 MPa）的14.5%；在循環移架過程中，存在泵站輸出壓力為額定壓力的時間段，表明泵站流量高于需液量，溢流閥溢流。如何將多余的流量存儲并補償到供液量不足的時間段，成為解決快速成組移架中泵站最大流量不足的關鍵。

圖8 泵站的輸出壓力Fig.8 Output pressure of pump station

4 基于蓄能器的流量補償技術

為了解決快速成組移架過程中某些時刻最大流量不足、某些時刻供液能力浪費的問題，在工作面的每個進液管處安裝氣囊式蓄能器。

整個移架過程中，由立柱和各千斤頂的直徑及行程可計算出單臺液壓支架移架過程所需的總乳化液體積V0=107.2L。根據現場實操經驗，設立柱降柱和升柱位移為0.1 m，其余千斤頂走完全部行程。

為保證在蓄能器儲存的乳化液耗盡前液壓系統能維持在較高的壓力水平上，蓄能器預充壓力應盡可能高。根據蓄能器制造工藝，確定氣囊預充壓力Pa=18MPa。根據理想氣體狀態方程，所需蓄能器體積Va近似滿足：

式中：V1為液壓系統額定壓力下蓄能器可儲存的乳化液體積；P0為液壓系統額定壓力，P0=31.5 MPa。

由式（1）可得Va>988.1L。

綜合考慮目前蓄能器的制造水平并留出一定余量，在每個進液管處安裝3臺氣囊式蓄能器，每臺蓄能器的體積為125 L，即每個進液管安裝的蓄能器體積為375 L，3個進液管安裝蓄能器總體積為1 125 L，預充壓力為18 MPa。安裝蓄能器后的液壓系統仿真模型如圖9所示。

圖9 安裝蓄能器后的液壓系統仿真模型Fig.9 Simulation model of hydraulic system with accumulators

在安裝蓄能器情況下，仿真1～4臺液壓支架循環移架推溜過程中液壓系統的壓力流量狀況，共進行5個循環。推移千斤頂、立柱行程隨時間變化曲線分別如圖10、圖11所示。

圖11 安裝蓄能器后立柱行程隨時間變化曲線Fig.11 Displacement change curves of columns overtime with accumulators

由圖10、圖11可看出，安裝蓄能器后，推移千斤頂完成完整行程的時間明顯縮短或最大位移明顯增加，表明在液壓系統中安裝蓄能器可有效增加成組移架時的移架速度，補償瞬時大流量需求；安裝蓄能器前后立柱下降的速度差別不大，原因是降柱過程中，高壓乳化液進入立柱外缸內徑（?=530 mm）和中缸外徑（?=500 mm）圍成的有桿腔中，與升柱過程中高壓乳化液進入立柱外缸圍成的無桿腔相比，需液量較小，泵站流量充足。

從圖10可看出，當4臺液壓支架同時循環進行移架推溜動作時，推移千斤頂仍無法完成完整行程。以1號蓄能器壓力隨時間變化曲線（圖12）為例，4臺液壓支架同時動作時，蓄能器處在不斷充放乳化液過程中，且一直未達到液壓系統額定壓力（31.5 MPa）。這表明即使增加儲能裝置，泵站的穩壓能力也不足以支撐4臺液壓支架同時移架，需增加液壓支架移架動作的時間或增大泵站的輸出流量。但安裝蓄能器使得工作面液壓系統輸出的最小壓力為額定壓力的76.2%（4臺液壓支架同時動作時），是未安裝蓄能器時的5倍，有效抑制了液壓系統壓力波動。安裝蓄能器后泵站輸出壓力曲線如圖13所示，可看出泵站輸出壓力波動與蓄能器壓力波動相差不大，原因是泵站出口和蓄能器液口之間通過長250 m、規格為DN51G的管路相連，阻力較小。

圖12 蓄能器壓力曲線Fig.12 Pressure curve of accumulator

圖13 安裝蓄能器后泵站輸出壓力曲線Fig.13 Output pressure curve of pump station with accumulators

5 現場試驗

為了驗證流量補償技術的有效性，在目標工作面安裝蓄能器站，利用研發的壓力監測裝置監測蓄能器站接入工作面液壓系統前后系統壓力波動情況（100架處），如圖14所示。

圖14 現場試驗及結果Fig.14 Field experiment and its result

由于目前工作面推進仍以人工干預為主，移架工序等不確定，推溜移架速度受到影響，所以無法按照實際移架工藝來仿真推溜移架情況，或按照仿真中的移架工藝來操作液壓支架運動。本文截取采煤過程中液壓支架連續移架時的壓力進行比較。由圖14（c）可看出，接入蓄能器后，液壓系統平均壓力由21.32 MPa升至28.86 MPa，平均壓降由10.18 MPa降至2.64 MPa（約為1/4），壓力波動受到明顯抑制，表明基于蓄能器的流量補償技術可滿足液壓系統間歇性大流量需求，為快速移架提供保障。

6 結論

1） 基于AMEsim建立了工作面液壓系統仿真模型，模擬了1～4臺液壓支架同時進行移架推溜動作時液壓系統壓力流量情況。結果表明液壓支架成組動作過程中推移速度不足的主要原因是瞬時需液量超過泵站最大流量，同時在液壓支架成組運動整個過程中存在瞬時需液量不足和部分時刻泵站供液能力過剩的矛盾。

2） 提出了基于蓄能器的流量補償技術，將蓄能器安裝于工作面進液口。仿真結果表明，安裝蓄能器后液壓系統的壓力波動被明顯抑制，各千斤頂運動速度明顯加快。

3） 通過現場試驗驗證了采用流量補償技術后，液壓系統壓降降幅為74.1%，為采煤工作面液壓支架快速移架指明了液壓系統改進方向。