电液位置控制（通用5篇）
电液位置控制 篇1
0 引言
综掘巷道液压迈步式超前支架是一种应用于综掘迎头巷道的临时支护设备, 其特点为能够在综掘巷道内自主移动, 在掘进成巷过程中及时有效地支护掘进迎头顶板, 保持顶板稳定。随着掘进机前移, 超前支架也随之迈步移动, 通过超前支架的两组支撑装置, 可以进行单组和双组交替支撑, 以保证顶板始终处于支撑状态[1]。
文献[2]针对巷道超前支架容易受到冲击地压的不利影响, 研究了一种基于改进型扰动观测器的支撑力控制策略, 研究结果表明该控制策略能够减小冲击地压对正在支护的超前支架的不利影响;文献[3]对超前支架多缸同步控制策略进行了深入研究, 研究了一种等状态交叉耦合模糊同步控制策略;文献[4]对超前支架-顶板体系建立了力学模型, 使用奇异函数法建立顶板载荷与超前支架耦合作用下顶板与超前支架挠度方程, 其对耦合体系变形规律的研究具有较高的工程应用价值;文献[5]对基于模糊PID控制算法的超前支架在支撑过程支撑力控制策略进行研究, 研究结果表明, 使用模糊PID控制算法的控制效果要优于常规PID控制算法的控制效果。以上文献主要针对超前支架控制策略进行研究, 没有针对超前支架上升过程的电液速度、压力复合控制策略进行深入研究。
为了提高超前支架的支护效率, 实际工作时, 首先使用位置控制将支架的支撑顶梁以最快速度运行到接近顶板的位置, 再通过转换控制器从位置控制平稳切换到压力控制。那么, 在何时、何种情况下切换控制器, 以及控制器采用怎样的结构, 才能够取得最优的切换效果已经成为巷道超前支架装备研究的关键问题之一。
1 超前支架组成及工作原理
超前支架主要分为主支撑组、副支撑组、前进推移机构以及侧帮支护等部件。其中, 主支撑组、副支撑组结构相似, 主要由立柱、纵梁、横梁、顶部阻尼体、平衡千斤顶等部件组成。超前支架结构组成如图1所示。
1.主支撑组2.前连杆3.副支撑组4.平衡千斤顶5.后连杆6.导向板7.立柱组8.底座9.掩护梁10.侧推千斤顶11.推移千斤顶12.侧护板13.横梁14.顶部阻尼体15.纵梁
迈步式超前支架的工作原理分为迈步行走和交互支撑两部分, 设备的支护可以分为定支护和迈步支护两种支护形式。超前支架迎头巷道支护原理如图2所示。在定支护时, 由主支撑组和副支撑组同时承担顶板的压力, 共同起到支护作用。主支撑组和副支撑组的8个支撑油缸同时升起。
在迈步支护时, 超前支架需要随着掘进机的向前推移工作以迈步的方式交替向前行走。在行走的过程中, 要求主支撑组和副支撑组交替与顶板接触, 承受顶板的全部压力, 使得顶板始终得到有效支护[6,7]。迈步向前行走时, 主支撑组首先需要保持支撑状态不变, 将副支撑组下降至主支撑组横梁上, 主支撑组立柱继续收缩, 使得主支撑组的底座抬离地面悬于空中, 此时推移油缸将副支撑组向前推移, 当推移至一个迈步距离后停止推移, 并且将副支撑组立柱伸出, 使得副支撑组的底座再次压到巷道底板以支撑整个机架, 副支撑组的纵梁被顶起, 与主支撑组共同支撑顶板, 这样一个迈步过程结束, 以此往复即可完成迈步行走。
超前支架的液压系统如图3所示。超前支架立柱油缸与顶梁相连, 通过电液伺服阀控制立柱油缸有杆腔和无杆腔内流量的变化, 可以控制顶梁升降的快慢, 当顶梁与顶板接触后, 可以控制两腔内压力差, 实现不同的压力控制。磁致伸缩位移传感器可以监测顶梁的实时位置, 安装在电液伺服阀出口的油压力传感器用于监测油缸两腔压力。
1.顶板2.超前支架顶梁3.超前支架立柱油缸4.底板5.油缸位移传感器6.油压力传感器7.电液伺服阀8.油泵
2 位置压力复合控制方法
2.1 位置、压力控制机理
由超前支架液压系统原理图 (图3) 可以得出图4、图5分别为对其液压缸位移进行控制和对其液压缸输出力进行控制的传递函数框图。图4中, Us为压力的设定值;Ue为电液比例阀放大器输入电压信号;Ur为力传感器输出电压信号;Ka为电液比例阀放大器的增益;Ksv为电液比例阀阀芯位移的增益;Gsv为电液比例阀传递函数;xv为电液比例阀阀芯位移;Kq为电液比例阀流量增益;Kce为比例阀的压力流量系数;βe为液压油综合体积弹性模量;V为液压缸容积腔总体积;Ap为液压缸等效作用面积;pL为液压缸两缸压强差;p为液压缸输出力;m为负载等效质量;BL为液压缸的阻尼系数;KF为力传感器的反馈增益;K为负载的弹性系数;xp为液压缸位移;QL为系统流量。
视电液伺服阀为理想滑阀, 通过上述分析可以得到电液伺服阀的基本流量方程、液压缸的流量连续方程和平衡方程:
式中, Ct为液压缸总泄漏系数。
由式 (1) 通过拉普拉斯变换并简化解得阀芯位移到液压缸输出力之间的传递函数:
为了简化系统动态特性, 将电液伺服阀的传递函数用二阶振荡环节近似表示, 可得其传递函数:
式中, ωsv为电液伺服阀的固有频率;ζsv为电液伺服阀的阻尼比[8]。
通过对电液伺服和压力控制的机理进行分析可以看出, 在进行位置控制时, 由于反馈信号取自位移传感器, 液压缸输出的力会随着负载力变化而变化, 力环属于开环, 负载力是系统的干扰量;在进行力控制时检测信号取自液压缸两腔压力差, 位置环属于开环, 是系统的干扰量。
可以看出这两种需求在控制上, 其控制器的结构、参数均不相同, 因此不可能用一个控制器同时进行压力和位置的控制。
2.2 并联复合控制方法分析
目前对电液位置或电液压力的单独控制已经有了非常成熟的研究, 但是对于如何将两种控制方式进行有机融合, 实现平稳的切换还有待研究。现在对于电液位置、压力的复合控制主要通过并联方式进行实现。并联方式的压力与位置控制原理如图6所示[9?11]。
所谓并联控制, 就是分别对位置和压力控制回路进行设计, 通过设定的位置转换点和转换开关将系统从位置回路转到压力控制来实现的。并联控制的优点是, 可以将现有的非常成熟的电液位置、压力控制策略应用于其单独的控制回路;缺点是由于是两种控制回路同时工作, 如果在转换点转换不当就会对系统产生较大冲击, 如果在转换点未及时完成由位置到压力控制的转换就会使超前支架系统施加很大的支撑力于被支撑的顶板, 对整个巷道的稳定性有很大的影响。
2.3 模糊切换控制方法
针对并联复合控制方法存在的问题, 设计了一种模糊切换的电液伺服位置、压力复合控制系统, 其原理如图7所示。该系统在并联切换复合控制系统基础上增加了一个模糊切换控制器, 为了便于分析和实现, 在位置闭环控制回路中采用普通PID控制器, 在压力闭环控制回路中采用模糊控制器。模糊切换控制器实际上是一个单输入单输出的一维模糊控制器, 其输入为安装于支架与被支撑顶板之间的力传感器, 其输出为切换因子α。其工作原理是, 通过力传感器检测出支架与支撑顶板的接触情况, 通过模糊控制器计算出切换因子α的值。在压力控制回路中, 将电液伺服系统输出的压力与设定值进行比较, 之后乘以切换因子α, 作为压力闭环系统的输入;在位置控制回路中, 将电液伺服系统输出的位移与设定值进行比较, 之后乘以切换因子 (1-α) , 作为位置闭环系统的输入;当传感器检测到支架与被支撑顶板之间的作用力为0时, 支架并没有运行到与顶板接触的位置, 此时切换因子α输出在0附近, 压力控制回路的输入为0, 即系统处于位置控制回路中;当传感器检测到支架与被支撑顶板之间的作用力不为0时, 支架已经与顶板接触, 此时切换因子α输出在1附近, 位置控制回路的输入为0, 系统处于压力控制回路中。这样切换因子的作用使得系统在由位置切换到压力控制过程中过度平缓, 不至于出现突然切换而引起的振荡及冲击, 能够对超前支架以及巷道顶板进行保护。对于电液伺服力和位置的模糊控制器和PID控制在文献[12-13]中已经有了非常详细的叙述, 在此不再赘述。
3 仿真分析
模糊切换控制器是一个单输入单输出的一维模糊控制器, 需要对输入的力信号p和输出的切换因子α进行模糊化与解模糊, 由于模糊切换控制器在控制系统进行位置与压力切换, 主要发生在支撑力为0和设定最大值时, 切换因子α对应为0和1时, 支撑力p在0与最大值左右时, 对模糊切换控制器作用影响较大, 因此在设定支撑力p和切换因子α的模糊论域时, 在0和1附近需要选取得相对密集, 此时, 采用均匀划分论域的常规方法就不适用。设定支撑力p变化范围为[0, 0.5]kN, 并用模糊子集CP1={NB, NM, NO, NS, O, PS, PO, PM, PB}表示真实值子集{0.5, 0.475, 0.425, 0.4, 0.25, 0.1, 0.075, 0.025, 0}。设定切换因子α变化范围为[0, 1], 用模糊子集CP2={VB, MB, B, NB, M, NS, S, MS, VS}表示{1, 0.95, 0.9, 0.85, 0.5, 0.15, 0.1, 0.05, 0}。
根据实验测量以及专家经验可以得出模糊切换控制器的规则, 然后构建p和α这两个输入输出参数的模糊规则表, 见表1[14]。
按照超前支架模型样机的实际工况对控制系统仿真模型中的各个参数进行确定, 如表2所示。独立的压力控制器采用模糊PID控制器, 其模糊PID参数分别为:KPP=0.9, KPI=1.2, KPD=0.2;独立的位置控制器采用常规PID控制器, 其PID参数分别为:KXP=0.8, KXI=0.5, KXD=4.0。
采用直接切换方式时, 设定当液压缸位移达到390mm时进行由位置控制到压力控制的切换;采用模糊切换方式时, 切换控制器通过检测顶梁与顶板接触力的大小自动进行切换, 因此不需要对位置转换点进行设定。
采用模糊切换控制方式与采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制仿真对比, 得到了液压缸位移与速度曲线如图8所示, 液压缸两腔的压力与输出力曲线如图9所示。分析仿真曲线可以看出, 从第6s开始下达动作指令后, 液压缸以最大速度迅速上升直至接近指定位置时, 速度迅速降低, 系统由位置控制转换为压力控制, 液压缸两腔压力迅速增大, 建立起压力, 直到满足设定压力为止, 在功能上能够满足系统需求。然而在性能上, 利用模糊切换控制的方法能够具有更好的平滑过渡的能力。由速度变化曲线可以看出, 在使用直接切换时, 在转换点位置处液压缸速度输出有明显波动, 这势必造成液压缸位置的失控, 由液压缸两腔压力与输出力曲线可以看到这一点, 输出力瞬间最大值达到7kN, 远超过设定的4kN的支撑力, 在实际应用中, 有可能造成顶板失稳等灾害[15,16,17,18]。
4 实际控制分析
4.1 实验样机组成
为了研究分析本文模糊切换控制器的实际应用效果, 在超前支架模型样机上进行实验, 并与直接切换的并联复合控制方法进行对比, 超前支架模型样机如图10所示。在实验室研制的实验平台由以下三大部分组成。
(1) 迎头顶板模拟实验框架。迎头顶板模拟实验框架可通过调节框架顶部加载液压缸组的油压, 对模拟顶板进行不同载荷的工况模拟。迎头顶板模拟实验框架的加载液压伺服系统可以实现静力学加载曲线压力值的保压调控, 也可以按照多种激励作用下的动力学加载曲线压力变化规律对模拟顶板进行加载实验。
(2) 超前支架实验样机。与原型机相同, 实验模型样机具有双组支撑、单组支撑、交替支撑以及液压迈步移动功能;利用双组交替支撑结构使超前支架在交替移动时, 模拟巷道顶板始终存在有效支撑, 并且保证顶板受力基本保持稳定。样机上安装有位移、压力、油压等传感器和电控装置。
(3) 测量基准框架。研制的模拟实验平台可以进行模拟顶板性能实验和超前支架-顶板体系的静、动力学实验。迎头顶板模拟实验框架和超前支架实验样机在实验时分别通过压力传感器、位移传感器、油压传感器等采集实验数据, 并将监测数据传输到控制系统中。
为了在进行复合控制时对液压缸的位移进行监测来实现满足控制精度的闭环控制, 选用MTS电流输出型高精度磁致伸缩位移传感器来对各个液压缸的位移进行监测, 以弥补普通液压缸没有内置位移传感器的缺憾。该传感器采用直流24V供电, 输入信号为4~20mA标准电流信号, 分辨率为0.0015%, 非线性度为满量程的±0.01%, 能够满足测量需求。选用CFBLY-5T轮辐式压力传感器来监测支架与被支撑顶板的支撑力。
4.2 实验过程及结果分析
进行实验时, 首先将超前支架调整至主支撑组支撑顶板, 副支撑组未支撑顶板状态。副支撑组降低至最低点时, 顶梁距离顶板距离为400mm, 因此在使用直接切换方法时, 设定位置转换点为390mm。当采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 副支撑组油缸在位置控制作用下以200mm/s的速度快速上升, 至390mm转换点时系统自动切换到压力控制, 副支撑组油缸继续上升直至与顶板接触。
采用模糊切换控制方式对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 则不需要对位置转换点进行设置, 只需要对模糊控制器输入信号的范围进行设定, 该输入信号由顶梁与顶板之间的力传感器得到, 其变化范围为0~0.5kN。
通过实验对比, 得到液压缸位移与速度曲线如图11所示, 液压缸两腔的压力与输出力曲线如图12所示。
对比仿真曲线与实测曲线, 可以看出两者趋势基本相同, 只是由于实测曲线采样频率造成些许差别。进一步研究表明, 采用并联复合控制方式的直接切换方法对电液伺服系统进行位置和压力复合控制时, 切换步骤繁琐, 需要对压力与位置同时设定一个精确的值, 若位置设定较低, 则系统提前进入压力控制, 由于压力控制时, 若系统回路增益很低会造成液压缸运行速度极其缓慢, 如果位置设定较高, 则系统在切换过程中, 由于惯性有可能造成过冲, 使得压力猛增, 无法控制, 对顶板造成冲击, 并引起超前支架设备的较大的振动。
5 结语
本文为了解决应用电液伺服液压系统的位置与压力复合控制方法来提高超前支架支护效率的实际问题, 对综掘巷道超前支架的机构和电液伺服系统工作原理进行了分析。通过对比讨论, 分析传统电液伺服位置与压力复合控制的切换方法的缺点, 提出了一种模糊切换控制器来使得超前支架能够将支架的支撑顶梁以最快速度运行到刚刚要与顶板接触的位置, 再通过转换控制器从位置控制平稳切换到压力控制。仿真与实验结果表明, 该切换控制器能够有效克服传统直接切换方式的缺点, 减小切换过程中引起的振荡以及冲击, 使得过渡过程平缓, 对超前支架以及巷道顶板进行保护。
电液位置控制 篇2
关键词：挖掘机；环保；节能
前言
除了摘要里提到的环保与能源压力越来越大，另一方面，操作者对于挖掘机这类的工程机械产品的要求也越来越严格，比如操控性与舒适性。因此，我国挖掘机行业为了更好的应对国际市场的要求与挑战，采用了电比例泵与电比例多路阀进行同步控制的电液流量匹配控制系统，将2t挖掘机当做研究对象，并对电液流量匹配控制系统的原理与结构特点进行分析。然后根据挖掘机轻重负载的不同情况对系统的压力与流量特性进行测试。经过这些过程后再对基于压力特性的开环流量方法进行试验研究，若要实现流量的闭环控制则需要采用实时监测到的油缸速度来间接实现。然后分析了铲斗单执行器、动臂以及复合动作速度的控制特性，并对系统实施变速度工况以及变负载测试。其结果表明，在采用了流量补偿控制方式之后能有效提高系统流量控制的精度，负载敏感系统与电液流量匹配控制系统相比，后者的泵的压力裕度大概减少了0.6—0.7MPa，有效提升了系统的动态性、响应性与节能性。
1.挖掘机电液流量匹配控制系统的发展
传统的负载系统采用的是变量泵压力闭环系统，能够自主适应控制系统的流
量与压力，有较优良的节能性、复合操作性以及微调性等特点，如今已成为应用最为广泛的工程机械类的应用系统。然而这个负载系统也有诸多缺点，比如其压力反馈是从长管道进行传输，对最高负载间的压力裕度与预设泵的出口进行了闭环控制，使得其动态性、节能性与稳定性三者之间相互制约，导致偶尔会出现响应滞后或者系统振荡等问题。若此时能够采用电比例的多路阀与电比例电液流量匹配控制系统进行同步控制的方法，就能有效消除传统负载系统索存在的缺点，并且不需要预设压力裕度，不需要进行闭环控制。
流量匹配液压原理是在20世纪90年代提出的，然而由于其高响应的电比例控制阀以及泵等元件的制约，直到21世纪才正式开展对电液流量匹配控制系统的研究。然而，由于我国很多研究并没有涉及到基于智能化控制的执行器速度闭环流量补偿以及基于油温、系统压力等因素的开环补偿，尤其是对于复合动作要求高以及工况恶劣的环境而言，电液流量匹配控制系统仍然处于起步阶段。
2.挖掘机电液流量匹配控制系统的结构原理
电液流量匹配液压系统由以下几个部分组成：电动机、电控变排量泵、溢流阀、旁路开中心补偿阀、阀前补偿型电液比例多路阀以及液压缸。通过控制器同步进行电比例阀的控制，实现两者流量匹配。负载敏感系统则是由上述同种系列的负载敏感变量泵与电比例多路阀所组成的。由于泄漏以及先导控制油耗等原因，导致流量匹配存在一些偏差，因此控制器需据系统压力和温度等特性来补偿流量误差，从而提高系统的环保节能性与功能性。电液流量控制系统比中心负载敏感系统结构多了个旁路开中心补偿阀，具有以下重要作用：
2.1.电比例多路阀有时会突然关闭，由于泵的响应速度过慢使得其压力突然增强，而中心补偿阀则能卸荷临时流量。
2.2.系统油温、泵阀和压力等因素使得泵控流量匹配较多，或使其超于负载所需，泵阀之间压力增大，此时旁路阀则会开启，多余流量可经其卸荷。
2.3.当系统待机时，电比例泵则需设定一个最小排量满足电比例泵阀的油耗，旁路阀会起到系统冲洗与流量卸荷的作用。
3.泵的压力裕度
将闭环流量控制方法应用到挖掘机电液流量匹配控制系统上时，通过对泵的 压力裕度进行测试进而分析系统能耗特性。传统的负载敏感系统对于泵和最高负载间的压力裕度进行了预设，泵的变量机构则根据最高压力对系统的压力以及流量进行实时调整，这种系统属于压力闭环控制系统。而在电液流量匹配控制系统中，控制器控制泵的流量主要是通过手柄指令信号间的计算，泵与最高压力负载系统之间的压力裕度也会随着系统流量与负载压力发生变化。在保证电液流量匹配控制系统和传统负载敏感系统执行器的速度基本保持一致的情况下，由于负载敏感系统泵的压力裕度一般设为1.3MPa，电液流量控制系统中的泵的压力裕度较其而言降低了0.6—0.7MPa，有效提高系统的节能环保性。
结束语
20世纪90年代我国才提出流量匹配液压原理，直到2004年才有学者以挖掘机为对象，讨论对流量进行闭环控制的方法。而近五年来，虽然也有国外的学者已开始初步研究电液流量匹配控制系统，但是系统上的一些关键技术还有待检验与认证，并且也需要研究者不断挖掘自身潜能，利用现今快捷的互联网技术与发达的科学技术，不断提高电液流量匹配控制系统的性能。
参考文献：
[1]王庆丰，魏建华，吴根茂.工程机械液压控制技术的研究进展与展望[J].机械工程学报，2003 （12）
[2]张栋，许纯新，金立生.挖掘机单神经元比例—积分—微分节能控制系[J].西安交通大学学报，2004（5）
[3]游杨，徐莉萍，任德志.挖掘机电液比例控制系统的设计[J].机床与液压，2012（22）
[4]谢国进.基于ARM的液压挖掘机电子节能控制系统研究[D].广西大学：机械电子工程，2008
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电液位置控制 篇3
粉末冶金在国民经济中占有重要地位, 其中粉末压制成型是粉末冶金中的关键一环。作为核燃料的二氧化铀金属粉末, 需要经过压制成型才能够被制成满足燃料元件要求的芯块。而将二氧化铀粉末压制为芯块的系统称为二氧化铀粉末成型系统。为了满足压制工艺要求, 提高该成型系统电液伺服系统中位置和压力复合控制过程的效率、精度, 首先需要单独分析该成型系统压制芯块的位置和压力控制过程, 然后需要实现系统在某一时刻由位置控制转换成压力控制, 以便尽量使转换平滑无冲击。目前, 单独的电液位置伺服控制系统和电液压力伺服控制系统的理论研究已经比较成熟, 而一个既需要位置伺服控制又需要压力伺服控制、且两种控制方式能够平滑无冲击转换的理论还有待完善, 尚未见到有系统性的研究工作分析如何由位置控制转换为压力控制最为合理。
本文首先在研究非对称液压缸伸出和内缩时的不同传递函数的基础上, 分别仿真了该系统中的电液位置伺服控制和电液压力伺服控制。然后在整定两种控制方式的不同PID参数的基础上, 提出了并联位置压力复合控制策略, 为实现平滑无冲击的转换提供了一种解决方案。最后仿真结果表明, 所提出的控制策略可行且有效。
1 二氧化铀粉末成型系统的工作原理
根据二氧化铀粉末成型工作过程, 二氧化铀粉末成型系统的工作原理如图1所示。
1—压力表;2—蓄能器;3—伺服阀;4—过滤器;5—单向阀;6—溢流阀;7—安全阀;8—泵;9—散热器;10—油箱;11—阴模;12—冲头;13—压力传感器;14—液压缸;15—位置传感器
图1中, 油箱中的液压油被泵入该系统中, 经过过滤器、单向阀和伺服阀后进入液压缸的无杆腔中, 液压油推动液压缸活塞杆外伸, 从而将二氧化铀粉末压制成为所需燃料芯块。与此同时, 位移传感器检测活塞杆的位移, 压力传感器检测活塞杆端部的压力, 检测出的位移和压力数值经过数据采集卡传至计算机处理, 然后由计算机发出控制信号经数据采集卡和伺服放大器控制伺服阀来实现位置和压力伺服控制, 这样就形成了闭环控制系统。
系统原理图中液压缸为非对称液压缸, 是该系统的被控对象。其基本控制方式为:首先, 系统处于位置控制模式中, 非对称液压缸的位移量由位移传感器检出并与目标位置值比较, 从而控制液压缸的前行。而当位置控制使得液压缸活塞杆端部冲头与二氧化铀粉末有了接触时, 液压缸活塞杆端部冲头给二氧化铀粉末施加压制力。在不断的加压过程中, 计算机在某一时刻发出指令使得该系统由位置控制转换为压力控制, 以便精确控制压制力以保障二氧化铀压制芯块的密度。
2 系统数学方程
在如图1所示的对称阀控非对称缸系统中, 伺服阀和非对称液压缸组成了四通对称阀控非对称缸动力机构, 如图2所示。
由于液压缸两腔的有效面积不相等, 使得流经液压缸两腔的流量不相等, 而对称阀的四个控制边是相同的, 这样就使得伺服阀的两对节流窗口的阀压降不同, 造成活塞杆伸出、内缩两个方向运动时的流量增益不等, 造成活塞正、反向运动时传递函数不一致[1]。因此在建立动力机构基本方程时需要分别加以考虑。
2.1 阀控非对称缸动力机构方程
对如图2所示的四通对称阀控非对称缸动力机构进行流体力学分析, 得到如下方程:
a) 当活塞运动速度大于零, 即阀芯位移xv>0时:
式中:qL———负载流量;
Kq1———活塞正向运动时阀开口系数;
Xv———阀芯位移;
Kc1———活塞正向运动时负载压力系数;
pL———负载压力;
A1———液压缸无杆腔活塞面积;
Vt———有效容积;
t n———液压缸活塞面积比 (n<1) ;
βe———液体弹性模量;
Ct c———泄露系数;
Ctc1———总泄露系数;
ps———油源压力;
m———负载与活塞杆与冲头总质量;
y———活塞位移;
Bc———粘性阻尼系数;
K———负载弹性系数。
b) 当活塞运动速度小于零, 即阀芯位移xv<0时:
式中:Kq2———活塞反向运动时阀开口系数;
Kc2———活塞反向运动时负载压力系数。
2.2 系统动力机构的活塞位移传递函数
将动力机构方程经拉氏变换并简化后可得该系统动力机构的活塞位移传递函数如下:
a) 当活塞运动速度大于零, 即阀芯位移xv>0时:
式中:ω2———负载刚度与液压阻尼之比;
ωr———液压弹簧刚度和负载弹簧串联耦合时的刚度与阻尼系数之比;
ζ0———动力机构阻尼比;
ω0———动力机构固有频率。
b) 当活塞运动速度小于零, 即阀芯位移xv<0时:
2.3 系统负载压力传递函数
将动力机构方程经拉氏变换并简化后可得该系统动力机构的负载压力传递函数如下:
a) 当活塞运动速度大于零, 即阀芯位移xv>0时:
式中:ζm———负载阻尼比;
ωm———机械固有频率;
Kce———总的流量--压力系数。
b) 当活塞运动速度小于零, 即阀芯位移xv<0时:
2.4 伺服阀的传递函数
电液伺服阀将输入的微小电气信号转换为大功率的液压信号 (流量和压力) 输出, 其传递函数视动力机构固有频率的大小而定。考虑到液压固有频率较大, 将电液伺服阀的传递函数近似为二阶振荡环节, 其传递函数为:
式中:Ksv———伺服阀的开环放大系数;
ζn———伺服阀的阻尼比;
ωn———伺服阀的频率。
2.5 伺服放大器的放大系数
由于伺服放大器的固有频率高, 响应速度快, 在液压控制系统中, 一般将伺服放大器等效为一个比例环节, 其传递函数为:[2]
式中:Ka———伺服放大器系数。
2.6 阀控非对称缸系统传递函数
综合分析可以得出非对称液压缸在不同的运动情况下, 阀控非对称缸系统位置控制和压力控制的传递函数。
a) 位置控制模式下, 当非对称液压缸活塞外伸时, 系统传递函数为:
b) 位置控制模式下, 当非对称液压缸活塞内缩时, 系统传递函数为:
c) 压力控制模式下, 当非对称液压缸活塞外伸时, 系统传递函数为:
d) 压力控制模式下, 当非对称液压缸活塞内缩时, 系统传递函数为:
3 系统位置控制和压力控制仿真分析
3.1 仿真参数的确定
由于金属粉末的特殊性, 一般在外力作用下金属粉末的压缩过程要经过三个阶段:1) 粉末的填充阶段, 此时, 金属粉末从稀疏不规则排列到紧密排列。2) 粉末颗粒弹性变形阶段 (同时也会有塑性变形和加工硬化) 。3) 粉末的碎裂阶段, 此时粉末颗粒由于受力过大而碎裂[3]。一般这三个阶段没有明确的分界, 同时三个阶段中金属粉末的三种变化在各个阶段也是或多或少的存在的。由于性质不同, 各种金属粉末的压制特性曲线也不一样。其中, 系统压制对象二氧化铀粉末 (32T9506) 的压制特性曲线[3]如图3所示。
系统在压制二氧化铀粉末时, 其压力未达到100 MPa, 结合图3和金属粉末的压缩过程可以认为, 该成型系统压制二氧化铀粉末的过程处于粉末的压缩过程三个阶段中的第一阶段, 然后结合巴尔申推导压制方程[4]的思路和图3压制特性曲线, 可以将压制二氧化铀粉末的过程看成下压一个弹性负载的过程, 因此该系统的负载可以简化为一个大刚度弹簧。
根据压制要求, 压制力为50 k N, 压制行程为40 mm左右。如上分析, 由于金属粉末的压制特性, 将压制过程简化为加载一个硬质弹簧, 弹性系数为:K=1.25×106N/mm。
本控制系统的液压参数见表1。
3.2 二氧化铀粉末成型系统位置控制仿真
电液位置伺服控制时, 控制系统的方框图如图4所示。
由于非对称缸在其活塞杆外伸和内缩时存在动态不对称性, 被控系统传递函数也因此不同。
利用Z-N整定法, 整定位置控制时液压缸活塞杠运动时的PID参数如下:
液压缸活塞外伸时的PID参数为:
液压缸活塞内缩时的PID参数为:
根据表1可以得出非对称液压缸在不同的活塞运动情况下的位置传递函数。为了真实地仿真分析非对称缸的位移阶跃响应特性曲线, 在液压缸伸出和内缩的时候分别使用对应的系统传递函数Gs1和Gs2并切换至分别与之对应的PID参数, 得到非对称缸的位移阶跃响应曲线如图5所示。
3.3 二氧化铀粉末成型系统压力控制仿真
电液力伺服控制时, 整个系统的框图如图6所示。
利用Z-N整定法, 整定压力控制时液压缸活塞杠运动时的PID参数如下:
液压缸活塞外伸时的PID参数为:
液压缸活塞内缩时的PID参数为:
根据表1可以得出非对称液压缸在不同的活塞运动情况下的压力传递函数。为了更真实地仿真分析非对称缸的压力阶跃响应特性曲线, 在液压缸伸出和内缩的时候分别使用对应的系统传递函数Gf1和Gf2并切换至与之分别对应的PID参数, 得到非对称缸的压力阶跃响应曲线如图7所示。
由图7可以得出, 为了使得非对称缸的压力响应比较好, 应当使得起始压力值最好大于最终压力值的50%, 即25 k N的压制力。
虽然图4和图6的两个系统框图看起来相似, 实际上它们完全不同。电液位置伺服控制和力伺服控制对象有着本质上的差别, 因而不能用同一个控制器来统一控制两种控制系统。
4 复合控制策略方式设计与仿真分析
现有的复合控制策略有如下几种:基于位置设定值的开关转换复合控制策略, 串联转换复合控制策略 (包括有位置外环、压力内环和压力外环、位置内环两种组合) 串并联混合控制方式等[5,6,7]。
本文提出一种并联位置压力复合控制策略, 可以通过改变压力的设定值, 在不同情况下, 实现该系统由位置控制向压力控制的转换。提出该复合控制策略的原因为:1) 因为该控制系统必须采用不同的PID控制参数, 而采用该控制策略可以不影响两种控制方式各自的控制特性, 能实现比较平滑的过渡;2) 采用设定压力控制值来实现系统由位置控制向压力控制的转换, 可以减小甚至消除图7中所示的阶跃响应曲线前部分的小幅度振荡, 对系统的平稳运行有较大帮助;3) 在系统的填料机构往阴模添加二氧化铀粉末时, 由于每次的填料量不可能做到完全一致, 所以采用设定压力控制值能够使得二氧化铀芯块压坯密度一致, 能满足压制产品的工艺要求, 即密度为50%-60%TD, 每批芯块密度变化为:ΔΡp≤±0.05 g/cm3。
因此, 所提出的并联位置压力复合控制原理图如图8所示。
由图8所知, 开始时系统处于位置控制模式下, 设定一个预期位置值, 其最小值一般为阴模顶端与冲头之间的距离, 最大值在阴模低端与冲头之间的距离。这样可以保证在液压缸冲头处的压力没有达到设定压力控制值的情况下, 液压缸持续快速伸出, 也可以避免过冲。在这个过程中, 压力传感器工作, 将液压缸冲头处的压力值传输给模式选择器。如果压力没有达到切换模式的设定压力控制值, 模式选择器不切换, 位置控制模式一直保持运行;如果压力传感器传回压力值达到了模式选择器设定压力控制值, 模式选择器将系统从位置控制模式切换到压力控制模式。这样, 整个系统处于压力控制模式, 可以精确控制液压缸产生的压制力。这样的控制策略不会使液压缸发生过冲, 对系统有保护作用, 而且能够满足压制产品的工艺要求。
当给控制器设定压力控制值为25 k N时, 仿真位移响应结果如图9所示。
由图9可以看出, 在设定压力控制值为25 k N时, 非对称液压缸的位置阶跃响应不到90%, 在这之后, 模式选择器起作用, 二氧化铀粉末成型系统的控制方式转为压力控制模式, 非对称液压缸的位置变化变得相对位置控制时缓慢起来, 压力成为被控对象, 位置量成为扰动量。基本不存在位置超调等情况的发生, 故可以顺利平滑的过渡。而且压力设定控制值在小于目标压力值50 k N时, 不管是25 k N或者更高, 非对称液压缸的位置阶跃响应都不会有振荡。
在压力设定控制值为50%, 70%, 90%的目标压力值情况下, 阶跃响应图形分别如图10~图12所示。
由图10~图12的对比分析可知, 在初始反馈压力为设定目标值的50%~90%这一逐步增加的过程中, 压力响应曲线的平滑性越来越好, 超调越来越小, 但调整时间略有增加。
在初始反馈压力为目标压力值的50%的时候, 它的阶跃响应曲线的前一小部分明显有振荡的情况出现, 但它的调整时间, 即进入图示小区域的时间只为0.04 s左右, 超调量为4.8%左右。在初始反馈压力为目标压力值的70%的时候, 它的阶跃响应曲线的前一小部分振荡情况有所好转, 但它的调整时间增加, 需要0.05 s左右, 超调量减少了, 为3%左右。在初始反馈压力为目标压力值的90%的时候, 它的阶跃响应曲线的前一小部分振荡情况消失, 但是会先下降到某个压力值然后上升, 其调整时间增加, 需要0.06 s左右, 超调量减少了, 为2%左右。
在实际工作中, 电液伺服系统的压力设定值可以按照产品的需要来设定, 本二氧化铀粉末成型控制系统选用的即为90%的目标压力值的设定, 实际运行时效果良好, 可以满足芯块的密度要求。
5 结语
二氧化铀粉末成型系统的液压缸是非对称缸, 其工作过程中, 活塞杆伸出和内缩过程的传递函数不一样。为了使仿真结果更贴近实际情况, 在MATLAB中编写该系统离散化程序, 在液压缸活塞杆伸出和内缩时, 切换成对应的传递函数和合适的PID参数, 仿真液压缸分别在位置控制和压力控制的阶跃响应。因为采用同一个伺服阀控制一个电液伺服系统的位置和压力, 由于控制机理和特性不同, 必须采用不同的PID控制参数。
依照整定的PID参数值以及位置和压力控制分别的阶跃响应情况, 提出一个并联压力位置复合控制策略。可以通过改变设定压力值, 在不同的情况下, 实现该系统由位置控制向压力控制的转换。采用该控制策略可以不影响两种控制方式各自的控制特性, 能实现比较平滑的过渡。
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刨煤机组支架电液控制关键 篇4
与采煤机组工作面相比, 刨煤机组工作面存在如下特点:块煤率高, 瓦斯释放量小且均匀, 通风断面大, 无需人员跟机拖放动力电缆[1]。目前, 中国煤矿使用的刨煤机组绝大部分从别国引进, 造价高, 因而有不少煤机企业自主研发刨煤机组。刨煤机组研发成功与否很大程度上取决于其控制系统的可靠性[2]。支架电液控制系统作为刨煤机组控制系统的核心, 其性能直接影响整套机组的使用效果。本文对刨煤机组支架电液控制系统的设计关键点进行总结, 为该机组真正实现国产化提供借签。
1 刨煤机组采煤工艺
刨煤机开采工艺为刨头往返运行刨煤、装煤→刮板输送机运煤 → 电液控制系统控制支架自动推移、拉架, 采空区采用全部垮落法控制顶板。
刨煤机进刀采用端头斜切进刀方式, 刨深范围根据工况设定;工作面正常刨煤时, 支架按照设定值滞后刨头一定位置推移定量刨深, 刨头上行时推进下行刨深设定值, 下行时推进上行刨深设定值;端头架一次推进上行刨深加下行刨深设定值。
2 刨煤机组支架电液控制系统结构
根据刨煤机组开采煤层及工艺特点, 支架均配备电液控制系统, 以实现支架的自动推移、移架、喷雾等功能。电液控制系统采用一控一方式[3], 如图1 所示。工作面巷道监控主机作为数据交换中枢实现刨头与支架的信息交换, 每台支架上的控制器根据获取的刨头速度、位置、方向等信息完成对本支架的控制。
3 刨煤机组支架电液控制关键
3.1 自动推移步距控制
根据煤层硬度等情况, 刨煤机刨深一般设置为20~150mm。刨头在往返切煤过程中, 支架自动推移步距过大会导致刨头在运行过程中出现突然卡死情况, 最终导致断链;步距过小会导致刨头跑空刀, 出煤量少。必须精准控制支架自动推移步距 (实际推移步距与目标值之差不超过±6mm) ,
影响支架自动推移步距控制精度的主要因素包括传感器检测精度、控制系统转换精度及反应时间、推移机构结构、刨头运行速度、供液系统稳定性及支架接顶效果等。支架电液控制系统在设计及实现过程中必须考虑这些因素, 采取相应手段来保证推移步距精度。
一般选取测量精度为0.1%的位移传感器。传感器输出信号通过16位模拟量输入接口接入控制系统, 对于测量范围为0~800 mm的位移传感器 (刨煤机支架推移范围一般为0~600mm) , 可保证转换精度在0.15mm以下。控制系统对模拟量取样及计算的周期控制在20ms内也可有效保证控制精度。
为便于维护, 推移油缸一般采用倒装方式, 如图2 (a) 所示。在实际生产过程中, 推移油缸与推移机构之间存在一定夹角A, 如图2 (b) 所示, 且该夹角随推移油缸活塞杆伸出长度的不同而不同。为保证对实际推移步距的精确控制, 控制程序内部需根据机械结构维护一个角度- 推移杆行程对应关系表, 当油缸活塞处于不同行程区间时按照该表信息控制推移步距。设实际推移行程为L, 推移油缸行程为P, 则L=Pcos A。其中A为变值, 与推移油缸行程、底板角度、浮煤量等因素相关, 其值需根据现场实际情况设置。
支架滞后刨头运行方向N架自动推移[4], 推移步距为设定的刨深值, 由于刮板输送机中部槽之间采用硬连接, 某一支架在向前推移过程中必定会带动相邻支架推移机构同时往前移动, 导致相邻支架产生推移误差。控制程序需根据不同区段刨头运行速度的设定值对每一支架设置目标行程控制提前停止值x。设目标行程为X, 则自动推移任务执行到行程为X-x时停止即可。x值与刨头运行速度成反比。
对于电液控制刨煤机组工作面, 宜采用双进双回环形供液方式。为保证工作面乳化液压力恒定, 可采用1台工频泵加1台变频泵的配置方式。
在支架推移过程中, 若某支架接顶不好, 可能会出现自身往后打滑情况, 导致推移机构行程到位而刮板输送机实际前移步距不足, 刨头在下一刀运行到该处时跑空刀。电液控制系统的压力自保持功能可保证各支架接顶效果, 当立柱因密封损坏等原因而导致非正常卸压时, 系统会自动补压。
3.2 快速自动移架方法
当支架推移机构行程达到移架设定行程值时, 支架需自动往前移架。为保证支护质量, 移架原则为速度越快越好。为确保安全, 任何2个相邻支架在任一时刻必须不同时处于非支护状态, 因此, 支架在自动前移前必须检测相邻左、右支架立柱的压力值, 当左、右邻架均处于有效支护状态时才开始移架[5]。刨煤机组支架移架时间t理论上由降架时间t1、拉架时间t2、升架时间t3确定, 即t=t1+t2+t3。移架过程中侧护板、抬底等动作不影响支架移架时间。为尽可能减小t值, 可在控制策略上采取某些措施。
电液控制系统采取擦顶移架控制方式[4], 如图3所示。系统执行支架降架任务 (t1时间段内) 后, 只要检测到立柱压力下降至1 MPa左右即可执行拉架任务 (t2时间段内) 。考虑到顶板可能出现台阶, 在开始执行拉架任务后继续执行一定时间的降架任务, 即t1与t2有部分时段重合, 使支架与顶板之间分离出一定距离 (一般为3~5cm) , 确保支架在拉架前移过程中不出现与顶板台阶的干涉情况。若t2时间内拉架不到位, 支架将进行二次降架及拉架。同理, 在支架拉架任务结束前可同时执行升架任务, 即t2与t3有部分时段重合。在该过程中, 控制程序必须时刻检测立柱压力, 确保其维持在1 MPa以下, 从而保证支架在接顶前系统已执行完拉架任务。
3.3 最优梁端距排列控制
梁端距即支架顶梁最前端与前方煤壁之间的距离。在刨煤机作业过程中, 各支架若按同一推移行程开始自动向前移架, 将导致在某一时间段工作面大量相邻支架同时达到最大梁端距状态, 从而使工作面顶板不能得到有效支护, 容易出现掉顶或片帮现象, 存在安全隐患[6]。
支架电液控制系统通过对自动移架算法进行修正, 可使整个工作面支架呈锯齿状排列, 如图4所示, 有效解决大量相邻支架同时达到最大梁端距的问题。
支架锯齿状排列的实现方法:
(1) 每台支架自动移架推移行程=控制系统设定的目标行程X (600 mm) + 调节量X0 (X0∈ (-100mm, 100mm) ) 。
(2) 将工作面支架以n为单位分成若干个逻辑组。
(3) 上位机通过分析每个逻辑组中各支架推移步距, 按一定算法动态计算出X0, 并实时将该值传递至控制器。
(4) 每台支架按照X+X0值自动移架, 当推移行程达到X+X0后开始自动移架, 通过X0值动态调整各支架自动前移行程值 (提前或推后一刀移架) , 实现工作面支架呈锯齿状排列。
4 实际应用
2010年, 基于该支架电液控制系统的刨煤机组在铁法煤业集团晓明矿N2416 工作面投入使用。该工作面平均采高为1.4m, 长140m;作业过程中上行刨速为1.8m/s, 下行刨速为1.2m/s;根据煤层条件, 上行刨深设为40~60 mm, 下行刨深设为60~90mm。在刨煤机作业过程中, 支架自动推移步距控制精准, 移架时间约为8s, 工作面未出现大面积空顶片帮或掉顶现象。2012年, 该设备在该矿N2419工作面投入使用, 效果良好。
摘要：介绍了刨煤机组支架电液控制系统结构, 重点阐述了支架电液控制关键, 包括推移精度控制、快速移架方法及最优梁端距排列控制, 给出了相应的解决方案。实践表明, 刨煤机组支架电液控制系统能够精准控制支架自动推移步距, 移架时间约为8s, 且工作面未出现掉顶或片帮现象。
关键词：薄煤层开采,刨煤机组,支架,电液控制,自动推移,快速移架,最优梁端距排列
参考文献
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煤矿开采液压支架电液控制系统 篇5
电液控制系统是一种提高煤矿开采效率的自动化设备, 能够有效改善煤矿开采工作环境。电液控制系统最早被研制开发是在20世纪末英国、德国等工业发达国家。但是, 正式开始尝试运行是在80年代左右, 发展到90年代, 这种电液控制系统技术已经非常成熟。电液控制系统在美国和德国的发展状况最为良好, 各项生产和技术指标都处于世界领先地位。我国开始研究该系统是在1991年, 但是, 这一阶段仅仅为实验阶段, 并没有真正投入生产使用。到了2001年, 我国最大的电液控制系统公司成立了, 其专门从事各种智能化、自动化控制系统的生产和研发, 其中电业控制系统就是其研发和生产的关键内容, 我国电业控制系统开始全面应用于市场当中。
二、电液控制系统优点分析
1. 技术先进, 效率高
电液控制系统与传统控制方式相比具有多种技术上的融合性, 不但包括基本的电流控制系统, 还增加了很多先进的控制技术, 比如电子计算机技术、电子技术、机械技术等, 所以, 电液控制系统的控制要远远优于传统的控制。同时, 这种控制系统的使用还能够提高煤矿开采行业的经济效益, 通过对专业调查数据进行分析了解到, 如果在液压支架中应用电液控制系统, 其工作效率能提高30%左右。
2. 技术提高, 工艺好
电液控制系统具有一定的自动性和智能性, 在实际操作流程上与原来的工艺相比具有一定的先进行, 同时, 也适应了社会经济发展对“过程”的重视, 能够加强对操作流程的监督, 从流程上保证各项开采工作的操作质量。
3. 反应加快, 可靠性强
液压控制系统中存在很多小的控制系统, 这些子控制系统的协调控制实现了整个控制系统完全处于控制当中, 而总线就能够通过对各个子系统的控制和协调提高反应速度, 从而实现全面控制。同时, 电液控制系统还具有较强的可靠性, 传统的控制系统一旦出现故障问题就会直接中断整个操作系统, 会严重影响到煤炭工程的开发, 其他相关的生产工艺也会受到不良影响。而电液控制系统能够缓解这一问题, 具有一定的可靠性。
三、煤矿开采液压支架电液控制系统的组成
1. 电液控制系统的组成
第一部分, 控制器。在电业控制系统组成中, 电液控制器是整个控制系统得以工作运行的关键环节, 主要部件有数据接收和处理装置以及作为操作工具的键盘。主要功能可以分为两个方面, 一方面是执行功能, 就是根据操作中心所发布的指令对电磁阀进行开关, 同时还可以对支架立柱和千斤顶的行为进行控制和优化。另一方面是及时回收液压支架所发出的数据信息, 并对其进行分析和判断, 对支架进行自动化控制, 还能够及时发现支架中所存在的故障和问题, 便于及时找到问题的解决方式。第二部分, 控制台。控制台作用的发挥对于整个系统来说都有着重要作用, 在电液控制系统中存在着一种电液控制器, 这种控制器的存在能够实现自动化控制, 当前, 在电液控制系统中常见的控制系统就是“一控四”。第三部分, 辅助设备。在煤矿开采液压支架中应用电液控制系统能够对液压支架的工作状态进行测定, 同时, 能够把这些测定的数据转换为另一种信号表现方式, 而这一过程的实现就依靠于电液控制系统中重要辅助设备———压力传感器。任何一个传感器都具有独立的信号输出能力, 一旦线路出现故障时, 能够对位置进行精确定位并及时采取有效的处理措施。
2. 电液控制系统软、硬件设计
第一, 软件设计。软件设计主要是应用很多指令内容让设备进行不同的工作内容, 对于电液控制系统中的软件设计而言, 需要精心设计以实现更好的接收和反馈信息。在整个系统中含有三种主要命令信号, 即“受命单元编码地质;单元编组方式;被控单元的动作指令”, 只有对这些不同的命令信号都能够准确识别, 才能够保证系统发挥正常的功效。对于软件中的控制功能来说, 是一个比较复杂的设计内容, 其主要组成部分有监控模块;命令的接收、处理和发送模块等, 任何一个模块都是控制系统得以正常发挥的必要组成部分。
第二, 硬件设计。在煤矿开采工作中电液控制系统的外在设备是必不可少的, 这种外在设备就是我们所说的硬件, 其在设计和连接上都需要根据工作内容而具体确定。但是在当前技术条件下, 采用CAN总线结构对不同的设备连接点进行布置, 其从结构形式上来看具有很大的优越性。
CAN线路结构布置方式需要在每一个液压支架上都配备一个子控机来实施控制工作, 这样就实现了多个子控制系统同时工作的局面。但是, 这些子系统在设计上需要注意以下几项内容:其一, 子系统的控制功能需要与煤炭的开采相符合。在煤炭开采过程中子系统不但要实现自身结构的控制之外, 还要对液压支架进行控制。其二, 总系统和子系统相协调。总控制系统功能的发挥需要以各个子系统功能的发挥为基础, 只有所有子系统都向所控制的设备发出工作命令, 才会实现对煤矿开采设备的自动化操控。
结束语
电液控制系统在煤矿开采过程中应用能够大大提高我国煤矿开采工作效率, 具有应用的必要性。希望通过对其系统的组成进行了解之后, 能够推动其在煤矿开采中的应用范围。
摘要：在煤矿开采过程中, 液压支架是实现机械开采的基础设备, 在整个行业中的应用范围比较广泛。与此同时, 我国科学技术的全面发展和应用也改变了液压支架的控制方式, 实现了自动化控制, 而这一自动化实现的基础就是电液控制系统的应用。
关键词：煤矿,液压支架,电液控制系统
参考文献
[1]李首滨.国产液压支架电液控制系统技术现状[J].煤炭科学技术, 2010 (01) .