含夾矸煤層條件下采煤機螺旋滾筒工作性能分析與預測

趙麗娟 王雅東 王 斌

遼寧工程技術大學機械工程學院，阜新,123000

0 引言

螺旋滾筒是采煤機的工作機構，其結構參數、煤層賦存條件、采煤機運動學參數等都將直接影響滾筒的工作性能。

國內外學者對采煤機螺旋滾筒結構及其性能的研究尤為重視。ABU BAKAR等[1]分析截割試驗中環(huán)境濕度對截齒截割受力的影響，發(fā)現干燥條件下的各向截割力均小于潮濕條件下的受力，該試驗結果與理論相符。DEWANGAN等[2]利用材質為WC-Co的截齒進行仿真試驗，分析了截齒磨損受截齒角度、煤巖性能的影響程度。GOSPODARCZYK[3]基于離散元理論建立了采煤機破煤過程的模型，分析采煤機不同運動參數對煤流運動的變化規(guī)律。REID等[4]提出通過擴展卡爾曼濾波裝置可間接識別截齒受力，同時以數值模擬對該方法進行驗證。郭建利[5]利用混沌集算法對螺旋滾筒進行優(yōu)化，解決了傳統(tǒng)優(yōu)化算法難以找到全局最優(yōu)的問題，提高了滾筒的工作性能。周方躍等[6]利用LS-DYNA軟件對新型階梯滾筒進行仿真分析，發(fā)現其截割性能優(yōu)于傳統(tǒng)采煤機滾筒。關麗坤等[7]研究了螺旋滾筒端盤截齒安裝角對截割阻力的影響。劉旭南等[8]提出了基于應力-強度干涉理論的采煤機截割部關鍵零件可靠性分析方法，有效縮短了產品設計周期, 提高了采煤機關鍵零件的設計質量及可靠性。本項目組前期基于正交試驗法對采煤機牽引速度等運動學參數、螺旋升角等滾筒結構參數和裝煤性能的關系進行了仿真分析，為滾筒裝煤性能的提升提供了新的技術手段[9]；基于遺傳算法對采煤機螺旋滾筒進行多目標優(yōu)化設計，研究結果為滾筒結構參數和運動參數的選取提供了數據支撐[10]；通過仿真復雜煤層條件下螺旋滾筒截割煤巖耦合模型，得到了煤層中不同夾矸位置對螺旋滾筒沖擊載荷的影響，同時總結了煤巖塑性變形規(guī)律[11]。

上述研究大多僅以滾筒螺旋升角、齒形等結構參數和滾筒轉速、牽引速度等運動學參數為變量研究某一個性能指標，對煤巖體物理力學性質、滾筒結構參數和采煤機運動學參數三者進行協同分析的滾筒性能研究較少。本文以離散元法為基礎研究了三者對滾筒受載大小、載荷波動、截割比能耗和裝煤效果的影響，并利用GA-BP網絡對滾筒性能進行了預測。

1 滾筒截割煤巖性能理論模型的構建

1.1 截齒瞬時受載模型的構建

截齒作為滾筒破煤的關鍵零件，其受載情況與被截割煤巖的物理力學性質及夾矸所處位置直接相關。圖1為螺旋滾筒截割夾矸煤巖過程中截齒的受力簡圖，可見截齒將受到截割阻力Zj、牽引阻力Yj及側向阻力Xj[12]。

圖1 截齒受力簡圖Fig.1 Picking force diagram

分析圖1即可得到截齒截割全煤和夾矸的條件。截齒截割全煤條件為

(1)

式中，θ為截齒所處位置角度，(°)；Dc為滾筒直徑，mm；x1、x2、x3為任意夾矸層厚度，mm。

截齒截割夾矸條件為

(2)

x1為0或x2、x3同時為0時為一層夾矸工況。

截齒截割煤時所受截割阻力和牽引阻力分別為

(3)

Yj=0.7Zj

(4)

截齒截割夾矸時所受載荷如下：

截割阻力

Zj=PK[kTkψk′ψkdKy(0.25+1.8tcphmaxsinθ)+0.1Sj]

(5)

式中,PK為巖石的接觸強度，MPa；kT為截齒的類型系數；kψ為硬質合金頭形狀系數；k′ψ為刀頭部形狀系數；kd為硬質合金刀頭直徑系數；Sj為截夾矸時截齒磨損后磨損面在截割平面上的投影面積, mm2。

牽引阻力

(6)

截割煤與截割夾矸截齒所受側向阻力相同，即

(7)

式中，C1、C2、C3為截齒排列方式影響系數。

1.2 滾筒截割比能耗數學模型的構建

截割比能耗關系到滾筒截割煤巖體的經濟性，其計算模型為

(8)

式中，Hw為截割比能耗，kW·h/m3；K為修正系數；Az為滾筒平均截割阻抗，N/mm；n為滾筒轉速，r/min；m為滾筒截深，m；vq為牽引速度，m/min；φ為煤巖崩落角，(°)。

1.3 滾筒裝煤性能數學模型的構建

螺旋滾筒的理論裝煤量

(9)

螺旋滾筒的理論落煤量

QL=Dcmvqλ

(10)

螺旋滾筒理論裝煤率

(11)

式中，Dy為葉片直徑，mm；Dg為筒轂直徑，mm；Z為葉片頭數；δ為葉片厚度，mm；L為葉片導程，mm；β為葉片螺旋升角，(°)；ψz為充滿系數；ρm為煤與葉片之間的摩擦角，(°)；λ為煤的松散系數。

2 滾筒與含夾矸煤壁耦合模型的構建

2.1 煤巖體參數的確定及煤壁模型的構建

根據某礦區(qū)煤層賦存條件，對含夾矸煤巖試樣按測試標準進行物理力學參數測試，如圖2所示，獲得的煤壁建模所需的力學性質參數如表1所示。

圖2 煤巖體性能測試Fig.2 Performance test of coal and rock

表1 煤巖體物理力學參數

離散單元法的基本思想是將不連續(xù)單元體看作具有確定形狀和質量的剛性顆粒單元集合，根據離散物體具有的離散特性建立數學模型，通過各個顆粒單元運動情況和相互位置關系來描述整個系統(tǒng)的演化過程[13-14]。

由Hertz接觸理論可推導出顆粒之間的作用力F和位移U：

(12)

(13)

式中，E*為顆粒間等效彈性模量，MPa；R*為顆粒接觸半徑，mm；ε為顆粒間重疊量。

接觸顆粒間的法向剛度kn、切向剛度ks與法向力Fn、切向力Fs分別為

(14)

(15)

(16)

(17)

式中，E為顆粒的彈性模量，MPa；μ為顆粒材料泊松比；Un為顆粒的法向位移，mm；Us為顆粒的切向位移，mm。

根據實際煤巖體特性，顆粒與顆粒之間選用Hertz-Mindlin with bonding built-in compatibility模型；設置材料間接觸參數；應用本項目組自主研發(fā)的采煤機工作機構優(yōu)化設計與計算軟件計算顆粒間黏結參數，基于EDEM建立的煤壁模型如圖3所示。

圖3 煤壁模型Fig.3 Coal wall model

2.2 建立滾筒煤壁耦合模型

以MG2×55/250-BW型采煤機螺旋滾筒為原型，基于Pro/E建立的不同葉片螺旋升角和截齒排列方式的滾筒模型如圖4所示。

利用EDEM與Pro/E的接口技術將STEP格式的滾筒導入至EDEM煤壁模型內，根據實際情況調整滾筒相對于煤壁的位置，根據煤巖體物理力學性質及滾筒材料屬性，顆粒與幾何體之間選用Hertz-Mindlin (no slip) built-in optimal模型，并確定兩者間的接觸系數、動摩擦因數和靜摩擦因數以更貼近實際滾筒動態(tài)截割煤巖體過程，建立的夾矸煤巖與滾筒EDEM耦合模型如圖5所示，其中牽引速度方向、滾筒指向采空區(qū)方向及重力方向分別為X軸負向、Y軸負向和Z軸負向。

(a)升角13°，順序式

(b)升角13°，交叉式

(c)升角9°，交叉式

圖5 夾矸煤壁與滾筒耦合模型Fig.5 Coupling model of coal wall and drum

3 螺旋滾筒性能的研究

以煤巖體物理力學性質參數、滾筒結構參數(葉片螺旋升角和截齒排列方式)、采煤機運動學參數(牽引速度和滾筒轉速)為變量，研究螺旋滾筒的截割性能及裝煤效果[15-16]。

3.1 模擬仿真工況設計

基于單因素試驗法設置的仿真工況如表2所示。

表2 工況設置Tab.2 Operating conditions

3.2 滾筒截割性能的研究

篇幅所限，本節(jié)僅以夾矸堅固性系數和截齒排列方式為變量對螺旋滾筒截割性能進行詳細分析。

根據表2實際工況為滾筒添加運動，設置仿真總時間為11 s 、步長為0.05 s進行離散元模擬仿真，工況1的仿真效果如圖6所示。

圖6 仿真效果圖Fig.6 Simulation effect diagram

由EDEM導出工況1～4、5～8滾筒受載曲線，如圖7、圖8所示，導出仿真結果數據計算1～8工況滾筒穩(wěn)定截割所受的載荷均值、載荷波動系數大小及滾筒所受截割阻力矩，代入式(8)得到截割比能耗大小，結果如表3所示。

圖7 順序式滾筒受載曲線Fig.7 Loading curve of sequential drum

圖8 交叉式滾筒受載曲線Fig.8 Loading curve of cross drum

通過對比表3中8種工況可以發(fā)現，隨著夾矸堅固性系數的增大，滾筒受載均值、載荷波動系數和截割比能耗均增大。這是由于煤巖體被截齒破碎存在煤體變形、裂紋形成、密實核形成和塊體崩裂4個階段，且夾矸的抗壓強度與其堅固性系數存在線性關系，破碎過程對滾筒和截齒的反作用力也隨夾矸堅固性系數增大而增大，此外夾矸堅固性系數越大，夾矸與煤的抗拉強度差距越大，導致截齒截割夾矸和煤的過程交替變化，使得滾筒載荷波動越明顯，截割比能耗越大。隨著夾矸堅固性系數的增大，交叉式滾筒載荷波動顯著增大，當利用交叉式滾筒截割堅固性系數6.8煤巖體時載荷波動已達到0.3608，造成采煤機劇烈振動，此時應選用順序式滾筒。

表3 不同夾矸堅固性系數下的截割性能Tab.3 Cutting performance under different consistent coefficient of gangue

同理，利用該方法分析滾筒轉速、牽引速度、截齒排列方式、葉片螺旋升角4個變量對滾筒截割性能的影響，結果如表4所示。

表4 不同變量條件下的滾筒截割性能Tab.4 Cutting performance of drum under different variable conditions

滾筒轉速由80 r/min增大到100 r/min的過程中，滾筒受載大小和載荷波動隨之降低，但截割比能耗增大。這是因為隨著滾筒轉速的增加，每轉切削厚度減小，截齒所受的載荷亦隨之減小，在單位時間內截齒與煤壁接觸次數增加，致使切削面積減小，降低塊煤率和生產率，但載荷波動更平穩(wěn)，提高關鍵零部件使用壽命。

螺旋升角由9°逐漸增大到17°的過程中，滾筒受載隨之增大，但增大幅度較小，載荷波動系數降低。這是由于葉片螺旋升角的改變導致截齒在葉片的位置、截齒間圓周角發(fā)生改變，葉片上前后截齒截割煤壁的時間間隔隨螺旋升角的增大而減小，致使不同螺旋升角滾筒在其他條件不變的情況下，滾筒受載大小有微小變化；螺旋升角越小，同一葉片上前后兩截齒間圓周角越大，促使?jié)L筒載荷波動越大，截割比能耗基本不受葉片螺旋升角的影響。

當分別利用順序式和交叉式滾筒截割夾矸堅固性系數為6.8的煤巖體時(表3)，順序式滾筒受載大小、截割比能耗略大于交叉式滾筒，但順序式滾筒的載荷波動遠小于交叉式滾筒。這是由于相同運動參數條件下，順序式排列的截齒切削厚度小于交叉式，單個截齒受到的截割阻力小，而且其圓周方向上布齒均勻，瞬時參與截割的截齒數量不變，因此載荷比較平穩(wěn)，但是順序式滾筒瞬時參與截割的截齒數目多于交叉式滾筒，故其所受到的載荷均值大。

3.3 滾筒裝煤性能的研究

根據采煤機實際工作過程，將破落煤巖顆粒分為區(qū)域Ⅰ、區(qū)域Ⅱ，統(tǒng)計區(qū)域Ⅰ和Ⅱ拋射到傳輸帶上的煤巖顆粒和未落到傳輸帶上的煤巖顆粒，如圖9所示，利用EDEM分別對兩個區(qū)域煤巖體數目進行統(tǒng)計，區(qū)域Ⅰ內顆粒數目與兩個區(qū)域顆?？倲的康谋戎导礊闈L筒裝煤率。

圖9 區(qū)域劃分Fig.9 Regional division

以3.1節(jié)設計的工況為基礎，通過各區(qū)域顆粒數統(tǒng)計數據以及滾筒包絡區(qū)域顆粒三向速度情況分析各設計變量對滾筒裝煤性能的影響[17]，滾筒包絡區(qū)域是指截齒破落的煤巖體落入葉片與筒轂之間形成的區(qū)域，落入該區(qū)域的煤巖顆粒在葉片作用下實現裝煤，因此對該區(qū)域顆粒速度進行統(tǒng)計能夠分析滾筒裝煤效果，本節(jié)僅以螺旋升角為變量對滾筒的裝煤性能進行詳細分析。通過統(tǒng)計得到工況19～23的區(qū)域Ⅰ和區(qū)域Ⅱ顆粒數目及裝煤率，如表5所示。提取滾筒包絡范圍顆粒的X、-Y、-Z方向的速度，利用MATLAB繪制3個方向速度大小隨時間變化的曲線，見圖10。

表5 不同螺旋升角滾筒裝煤性能Tab.5 Different spiral angle drum loading performance

圖10 滾筒包絡區(qū)域顆粒X、-Y、-Z方向的速度Fig.10 Velocities of particles along X, -Y and -Z in envelope region of drum

根據表5可得，隨著螺旋升角的增大，滾筒裝煤率先增大后減小，在葉片螺旋升角為15°時達到最大，滾筒裝煤率為43.18%。根據仿真模型可知，顆粒X軸方向速度即為周向速度、顆粒-Y方向速度即為軸向速度。由滾筒包絡區(qū)域顆粒速度曲線可以看出，顆粒X方向速度在葉片螺旋升角由9°～17°變化過程中，顆粒速度由0.37 m/s左右上升到0.55 m/s左右，呈現出隨螺旋升角增大而逐漸增大的趨勢；顆粒-Y方向速度在葉片螺旋升角由9°～15°變化過程中，顆粒速度由0.25 m/s左右上升到0.42 m/s左右，葉片螺旋升角由15°～17°變化過程中，顆粒速度維持在0.42 m/s左右，-Y方向速度隨葉片螺旋升角的增大呈現出先增大后趨于穩(wěn)定的變化趨勢；顆粒-Z方向速度在葉片螺旋升角由9°～17°變化過程中穩(wěn)定在0.40 m/s左右，總體變化微小。這是由于在滾筒運動參數一定時，隨著螺旋升角的增加，被破落的煤巖體在葉片作用下獲得的周向速度和軸向速度增大，使得煤巖體能夠在葉片推擠作用下較好地排出。螺旋升角由15°～17°變化過程中，裝煤率隨之下降，這是因為隨著葉片螺旋升角的進一步增加，煤巖體獲得的軸向速度趨于穩(wěn)定，而周向速度繼續(xù)增大，致使煤巖顆粒未落入滾筒包絡范圍內形成浮煤，此外，螺旋升角選取過大時，循環(huán)煤系數也過大，導致循環(huán)煤經滾筒反復作用破碎嚴重，降低了滾筒裝煤率。綜上所述，葉片螺旋升角接近15°時滾筒裝煤率達到最高水平。

同理，利用該方法分析滾筒轉速、牽引速度、煤巖體力學性質、截齒排列方式4個變量對滾筒裝煤性能的影響，結果如表6所示。

表6 不同變量條件下的滾筒裝煤性能Tab.6 Drum loading performance under different variable conditions

由表6可得，滾筒裝煤率隨著牽引速度的增加先增大后減小，這是由于在其他條件不變的前提下，牽引速度較小時截落的煤巖顆粒較少，碰到筒轂和葉片反彈速度較大，不能有效落入裝煤區(qū)，造成裝煤率較低，當牽引速度過大時，采煤機落煤量大于滾筒理論裝煤量，造成煤巖體堵塞，不能及時排出，造成裝煤效果差。滾筒裝煤率隨著滾筒轉速的增加先增大后減小，這是由于轉速較低時被破落的煤巖顆粒堆積在螺旋葉片中，容易造成滾筒堵塞，轉速過大又會形成循環(huán)煤，造成裝煤率下降。滾筒裝煤效果與煤巖與滾筒摩擦因數有關，破落煤巖顆粒在相互作用力及與滾筒葉片的作用力下完成裝煤過程，由于不同類型夾矸與滾筒的摩擦因數不同，致使所受的摩擦力不同，煤巖體顆粒運動受到阻礙，從而影響裝煤效率。截齒排列方式對裝煤效果影響微小。

我的家鄉(xiāng)是一座古老的小鎮(zhèn)，那里緊靠一望無際的長陽湖，一條條清澈見底的小溪從小鎮(zhèn)歡快地流過，小溪之間是一片一片肥沃的田野。

為了驗證采煤機的裝煤率，在兗礦集團楊村煤礦4602工作面進行井下工業(yè)性實驗，保證實驗工況與虛擬仿真工況相同(vq=4.0 m/min，n=90 r/min，β=15°，f=5.1，順序式滾筒)，實驗現場如圖11所示。由實驗結果可知，實際測得采煤機滾筒的裝煤率為44.21%，這與離散元裝煤仿真結果43.18%基本一致，存在誤差主要是仿真煤巖顆粒大小以及搖臂振動等因素造成的。

圖11 裝煤實驗Fig.11 Coal loading experiment

4 滾筒性能的預測及動力學特性分析

模擬仿真工作量大、需反復建立不同工況模型、仿真消耗時間過長，因此提出了利用GA-BP網絡對滾筒性能進行預測的方法[18]，采用GA算法得到最優(yōu)的權值和閾值并應用于具有確定結構的神經網絡進行預測。圖12為GA-BP網絡預測流程圖。

圖12 GA-BP網絡預測流程圖Fig.12 GA-BP network prediction flow chart

4.1 滾筒性能的預測

以夾矸堅固性系數、葉片螺旋升角、截齒排列方式、滾筒轉速、牽引速度5個變量為輸入神經元，以滾筒受載均值、載荷波動系數、截割比能耗、裝煤率4個變量為輸出神經元，如圖13所示。

圖13 神經網絡結構示意圖Fig.13 Neural network structure diagram

用仿真得出的28組數據為樣本，從中抽取21組數據對網絡進行訓練，剩余7組數據來驗證模型的可靠性。選擇種群規(guī)模為50，交叉概率為0.6，變異概率為0.1，進化代數為100，網絡最大迭代次數為1000，目標誤差為0.0001，進行多次網絡訓練確定最佳學習率，結果數據如表7所示。為了消除量綱和數量級不同對訓練結果造成的影響，利用mapminmax函數對輸入數據進行歸一化處理，樣本如表8所示。

表7 學習率與預測最大誤差Tab.7 Learning rate and maximum error of prediction

由表7中數據可以看出：學習率小于0.05時，預測最大誤差隨學習率增大增長緩慢，學習率大于0.05時，預測最大誤差隨學習率增大迅速增長。學習率越小，訓練會變得更加可靠，但是優(yōu)化會耗費較長的時間，學習率過大，預測結果不可靠。本文選取學習率為0.05。

為檢驗預測模型的可靠性與準確性，利用訓練后的模型分別對7組檢驗數據的截割性能和裝煤效果進行預測，并與離散元仿真值進行比較，結果如圖14和表9所示。

表8 預測模型樣本數據Tab.8 Sample data of prediction model

(b) 滾筒受力均值

(c) 截割比能耗

(d) 載荷波動系數

表9 預測值與仿真值比較

由圖14和表9分析結果可得：利用GA-BP預測的裝煤性能、滾筒受載均值、截割比能耗、載荷波動系數與各自仿真值最大相對誤差分別為3.26%、3.12%、2.45%、2.91%，預測精度較高，驗證了基于GA-BP網絡的滾筒截割煤巖體過程中各項性能預測的可靠性與可行性。

4.2 滾筒截割煤巖動力學特性分析

滾筒在破落夾矸煤巖過程中承受沖擊載荷，在其作用下產生強烈的振動，嚴重影響滾筒截割效率及使用壽命。以表8中工況6、工況9、工況14、工況19這4種典型危險工況的數據為基礎，利用Workbench瞬態(tài)動力學分析模塊仿真得到滾筒所受最大應力，如圖15所示，根據滾筒材料性能計算得出安全系數，如表10所示。

(a) 工況6

(b) 工況9

(c) 工況14

(d) 工況19

由表10中的滾筒載荷波動數據可知，隨著夾矸堅固性系數的增大，交叉式滾筒載荷波動變化情況遠大于順序式滾筒載荷波動變化。利用交叉式滾筒截割夾矸堅固性系數大于6.8的煤巖體時，滾筒的載荷波動明顯，嚴重影響了零部件使用壽命，考慮滾筒載荷波動應控制在0.35以下的原則，截割夾矸堅固性系數大于6.8煤巖體時應避免采用交叉式滾筒，優(yōu)先選用順序式滾筒。截割夾矸堅固性系數小于6.8的煤巖體時，在滾筒載荷波動在安全范圍內的前提下，為提高塊煤率可優(yōu)先考慮交叉式滾筒，為延長設備使用壽命應優(yōu)先選用順序式滾筒。

表10 滾筒受載及所受應力情況Tab.10 Drum loading and stress

由表10可以得出，工況6、9、14、19滾筒所受應力的最大值分別為608.02 MPa、419.19 MPa、1140.1 MPa、620.19 MPa，通過4種不同工況應力云圖可以發(fā)現滾筒所受應力最大部位均為端盤上參與截割的截齒齒尖的局部接觸區(qū)域及齒體前刃面，其次為截齒齒座與端盤焊接處、葉片端盤，且端盤上截齒所受的應力顯著高于葉片上截齒所受應力，齒體的應力主要集中在齒尖位置。這是由于齒尖最先與煤巖體接觸，經過齒尖對煤巖體擠壓形成裂紋，進而齒體全部進入煤壁實現截割落煤。

5 結論

(1)隨著牽引速度的增大，滾筒受載大小和載荷波動系數均增大，而截割比能耗隨之降低；滾筒轉速由80 r/min增大到100 r/min的過程中，滾筒受載大小和載荷波動隨之降低，但截割比能耗增大；螺旋升角由9°逐漸增大到17°的過程中，滾筒受載大小隨之增大，但增大幅度較小，載荷波動系數降低，截割比能耗基本不受葉片螺旋升角的影響；當利用順序式和交叉式滾筒截割夾矸堅固性系數大于6.8的煤巖體時，順序式滾筒受載大小、截割比能耗略大于交叉式滾筒，但載荷波動遠小于交叉式滾筒；隨著夾矸堅固性系數的增大，滾筒受載大小、載荷波動系數和截割比能耗均增大。

(2)滾筒裝煤率隨著牽引速度的增加先增大后減小，在牽引速度為4.5 m/min時達到最大；滾筒裝煤率隨著滾筒轉速的增加先增大后減小，在滾筒轉速為95 r/min時達到最大；隨著螺旋升角的增大，滾筒裝煤率先增大后降低，在葉片螺旋升角為15°時達到最大；滾筒裝煤效果與煤巖與滾筒摩擦因數有關；截齒排列方式對裝煤效果影響微小。

(3)采煤機螺旋滾筒截割性能和裝煤效果預測的最大相對誤差分別為3.12%和3.26%，預測結果比較可靠。

(4)滾筒動力學特性分析結果表明，為保證滾筒安全可靠工作，截割夾矸堅固性系數大于6.8的煤巖體時應優(yōu)先選用順序式滾筒，避免使用交叉式滾筒；截割夾矸堅固性系數小于6.8的煤巖體時，為提高塊煤率可優(yōu)先考慮交叉式滾筒，為延長設備使用壽命則應優(yōu)先選用順序式滾筒。