隨著礦井開采深度的不斷增加，煤與瓦斯突出和沖擊地壓有逐年增加的趨勢，礦井開采難度日益加大，而刨煤機作為一種矮機身、淺截深、多循環的采煤設備，對薄煤層、高瓦斯礦井具有特有的優勢。鐵能集團曾于2001年通過引進德國刨煤機核心裝備與國產設備相配套的方式，在小青礦裝備了我國首套薄煤層刨煤機無人工作面，取得了顯著的技術經濟效益，但回采過程中存在一些適應性不足問題。小青礦根據刨煤機在使用過程中遇到的問題，結合礦區待采煤層的賦存條件，對配套液壓支架、刨煤機關鍵設備進行了一系列適應性改進。
1、液壓支架適應性改造
1.1 端頭支架適應性改造
首套刨煤機工作面機頭端頭支架ZT9900／17/30采用2架1組（1主1副），由固定在轉載機上的懸臂梁交替拉架。為了實現端頭支架自動化定量推移，在端頭支架上安設一個PM4支架控制器，此控制器同時控制1架基本支架。該控制器與基本支架上的PM4控制器連接在一起，受MCU控制。端頭支架上的推移行程與1號基本支架上的推移行程設定一樣，當刨頭向機尾運行時，PM4向端頭支架和1號基本支架發出推移命令，電液控制閥組動作，端頭支架推移千斤頂按設定值向前推移機頭架，基本支架向前推移刮板輸送機，PM4同時不斷檢測推移行程，當達到給定值時立即停止。刨煤機工作面機頭端頭支架結構及布置如圖1所示。
首套刨煤機端頭支架使用初期并不理想，拉架時間偏長，經分析后主要原因為端頭支架2架1組（自重分別為42 t和38 t）自重過大，轉載機尾、刨煤機和刮板輸送機驅動電機均騎坐在推移底座上造成拉架阻力過大，且刨煤機電機位于主副端頭支架兩根立柱之間（間隙僅有150 mm），容易發生干涉。
針對以上原因，提出如下改造方案：將原來的2架1組布置形式改進為3架1組（1主、1副、1調節），將轉載機尾、主副架底梁、刮板輸送機機頭底座、調節架設計為直接落地，大大降低拉移支架的阻力，增大刨煤機驅動電機與端頭支架前立柱的空間，提高移架速度。改造后刨煤機工作面機頭端頭支架結構及布置如圖2所示。
1.2基本支架適應性改造
1. 2.1 存在的問題
首套刨煤機配套基本支架選用ZY6400/09/20D兩柱掩護式液壓支架，通過生產實踐，發現該支架主要存在以下問題：
(1)支架調架范圍小。支架最低支護高度0.9m．工作面局部地段煤層厚度僅0.8m，為了保證支架通過時不被壓死，刨煤機需要破頂或臥底，刨刀磨損嚴重。
(2)支架前端底板比壓大，扎底嚴重，造成移架困難。
(3)支架平衡千斤頂控制采用手動操作，未與立柱升降建立自動化聯動，造成支架自移時對頂板的適應性差，需要人工介入調整支架頂梁狀態。
(4)刮板輸送機發生上竄下滑時，支架推移框架與底座相互卡咬，造成推移困難和推拉框架損壞。
(5)支架高度變化時，頂梁與掩護梁之間存在較大空隙，造成支架架內漏矸嚴重，時常砸壞液壓管路或液壓元件，使支架失去自動控制功能。
1.2.2 改造方案
根據以上原因分析，結合鐵能集團待采煤層賦存情況和現用設備的工況狀況，就基本支架的結構參數和電液控制系統提出如下改造方案：
(1)開發極薄煤層ZY4800/06／16. 5D兩柱掩護式液壓支架。支架調高范圍0. 6～1.65 m，伸縮比2. 75，滿足了最低采高0.8 m的要求，在滿足頂板支護要求的前提下，適當降低支架支護強度，支架工作阻力由6400 kN降至4800 kN，重量由原來的15.6 t降至11. 6 t，重量減輕25. 6%，底座前端底板比壓值顯著降低，改善底座扎底情況。
(2)為使支架的結構高度滿足支架最小高度和伸縮比的要求，設計中采用超薄煤層支架設計技術，采用高強板焊接新工藝、新型焊接材料（藥芯焊絲）進行制造。支架在高工作阻力下，為滿足薄和極薄煤層支架結構件所要求的高可靠性和高安全系數，同時在最低狀態下有足夠的過人空間(700 mm×400 mm)的要求，結構件設計采用超薄型結構，見圖3。設計選用國內高強度等級(700—1000 MPa)的鋼材。
(3)為進一步改善液壓支架底座扎底現象，經過研究分析，對支架立柱控制系統進行改進。在液壓支架電液控制閥上分設2個降柱閥和1個升柱閥，左右兩根立柱可分別在PMCR電液控制單元控制降柱時將架腳提起。當發生支架扎底時，采取手動操作將2根立柱依次提起，實現邁步式前進。正常情況下，采用PMC-R電液系統自動控制，通過編程使2個降柱閥同時動作，實現自動移架。
(4)增強支架對頂板變化的適應能力。液壓支架平衡千斤頂由人工操作改為電液控制，避免支架低頭或平衡千斤頂安全閥損壞，增強支架對工作面頂板的適應能力，在生產中更有利于操作人員對液壓支架的支撐狀態進行合理調整。
(5)增強液壓支架的調斜能力。由3組支架1個調斜油缸改為2組支架1個調斜油缸，進一步增強對底板起伏的適應能力。
(6)改進支架底座前腳，將直角改變成倒角。
(7)在支架頂梁與掩護梁鉸接處增設擋矸簾，解決向架內漏矸的問題。
2、刨煤機適應性改造
刨煤機為德國進口，使用過程中也進行了一些適應性改造，主要體現在以下3個方面；
(1)完善過載保護裝置，提高生產能力。首套刨煤機的型號為GH9-34Ve/4.7滑行刨，總裝機功率2×315 kW．上行刨速為1. 76 m/s，下行刨速0.88 m/s，配置具有過載保護作用的S-15LK型正齒輪減速箱。為了進一步提高刨煤機的割硬煤能力和可靠性，刨煤機總裝機功率進一步加大，選用GH9 -38Ve/5.7滑行刨，總功率達到2×400 kW，上行刨速1. 92 m/s，下行刨速0.96 m/s，配置P-30UEL型摩擦式過載保護減速器，一旦卡刨，離合器立即打滑，液壓控制系統在電動機停止前立即使離合器設定壓力降低，以保護離合器。
(2)刮板輸送機電流監測裝置的應用。首套刨煤機無人工作面MCU控制臺只能看到刨煤機負荷電流大小，看不到刮板輸送機負荷電流變化，控制室操作員在切換刮板輸送機高低速時完全憑經驗操作，易使刮板輸送機過負荷運行，頻繁啟動后易燒壞電機。經分析改進為在控制室增加刮板輸送機電流監測裝置，以保證操作員及時掌握刨煤機電機、刮板輸送機電機運行狀況，及時發現隱患，處理故障。
(3)開發機尾自動清煤裝置。由于刨煤機機尾裝煤效果差，造成機尾堆煤過多，不僅增加了工人勞動強度，而且給工作面通風安全、刨煤機電機散熱、推移運輸機機尾等帶來隱患，為此開發了機尾自動清煤裝置，通過800 mm行程的千斤頂往返將煤推至刮板輸送機機尾彎板處，實現機尾自動裝煤，解決堆煤問題。
3、改進效果評價
經過改造后的液壓支架和刨煤機用于小青礦W2 714工作面，通過對該工作面設備的開機率和可靠性觀測，工作面液壓支架全部實現自動化，端頭支架移架速度大大提高，基本支架較少出現問題，刨煤機斷鏈頻率大大降低，生產系統開機率由原來的64%提高至80%，工作面單產水平由11.8萬t/a提高至14.7萬t/a，取得了良好的使用效果，這表明適應性改造是可行的，具有良好的推廣應用價值。
1、液壓支架適應性改造
1.1 端頭支架適應性改造
首套刨煤機工作面機頭端頭支架ZT9900／17/30采用2架1組（1主1副），由固定在轉載機上的懸臂梁交替拉架。為了實現端頭支架自動化定量推移，在端頭支架上安設一個PM4支架控制器，此控制器同時控制1架基本支架。該控制器與基本支架上的PM4控制器連接在一起，受MCU控制。端頭支架上的推移行程與1號基本支架上的推移行程設定一樣，當刨頭向機尾運行時，PM4向端頭支架和1號基本支架發出推移命令，電液控制閥組動作，端頭支架推移千斤頂按設定值向前推移機頭架，基本支架向前推移刮板輸送機，PM4同時不斷檢測推移行程，當達到給定值時立即停止。刨煤機工作面機頭端頭支架結構及布置如圖1所示。
首套刨煤機端頭支架使用初期并不理想，拉架時間偏長，經分析后主要原因為端頭支架2架1組（自重分別為42 t和38 t）自重過大，轉載機尾、刨煤機和刮板輸送機驅動電機均騎坐在推移底座上造成拉架阻力過大，且刨煤機電機位于主副端頭支架兩根立柱之間（間隙僅有150 mm），容易發生干涉。
針對以上原因，提出如下改造方案：將原來的2架1組布置形式改進為3架1組（1主、1副、1調節），將轉載機尾、主副架底梁、刮板輸送機機頭底座、調節架設計為直接落地，大大降低拉移支架的阻力，增大刨煤機驅動電機與端頭支架前立柱的空間，提高移架速度。改造后刨煤機工作面機頭端頭支架結構及布置如圖2所示。
1.2基本支架適應性改造
1. 2.1 存在的問題
首套刨煤機配套基本支架選用ZY6400/09/20D兩柱掩護式液壓支架，通過生產實踐，發現該支架主要存在以下問題：
(1)支架調架范圍小。支架最低支護高度0.9m．工作面局部地段煤層厚度僅0.8m，為了保證支架通過時不被壓死，刨煤機需要破頂或臥底，刨刀磨損嚴重。
(2)支架前端底板比壓大，扎底嚴重，造成移架困難。
(3)支架平衡千斤頂控制采用手動操作，未與立柱升降建立自動化聯動，造成支架自移時對頂板的適應性差，需要人工介入調整支架頂梁狀態。
(4)刮板輸送機發生上竄下滑時，支架推移框架與底座相互卡咬，造成推移困難和推拉框架損壞。
(5)支架高度變化時，頂梁與掩護梁之間存在較大空隙，造成支架架內漏矸嚴重，時常砸壞液壓管路或液壓元件，使支架失去自動控制功能。
1.2.2 改造方案
根據以上原因分析，結合鐵能集團待采煤層賦存情況和現用設備的工況狀況，就基本支架的結構參數和電液控制系統提出如下改造方案：
(1)開發極薄煤層ZY4800/06／16. 5D兩柱掩護式液壓支架。支架調高范圍0. 6～1.65 m，伸縮比2. 75，滿足了最低采高0.8 m的要求，在滿足頂板支護要求的前提下，適當降低支架支護強度，支架工作阻力由6400 kN降至4800 kN，重量由原來的15.6 t降至11. 6 t，重量減輕25. 6%，底座前端底板比壓值顯著降低，改善底座扎底情況。
(2)為使支架的結構高度滿足支架最小高度和伸縮比的要求，設計中采用超薄煤層支架設計技術，采用高強板焊接新工藝、新型焊接材料（藥芯焊絲）進行制造。支架在高工作阻力下，為滿足薄和極薄煤層支架結構件所要求的高可靠性和高安全系數，同時在最低狀態下有足夠的過人空間(700 mm×400 mm)的要求，結構件設計采用超薄型結構，見圖3。設計選用國內高強度等級(700—1000 MPa)的鋼材。
(3)為進一步改善液壓支架底座扎底現象，經過研究分析，對支架立柱控制系統進行改進。在液壓支架電液控制閥上分設2個降柱閥和1個升柱閥，左右兩根立柱可分別在PMCR電液控制單元控制降柱時將架腳提起。當發生支架扎底時，采取手動操作將2根立柱依次提起，實現邁步式前進。正常情況下，采用PMC-R電液系統自動控制，通過編程使2個降柱閥同時動作，實現自動移架。
(4)增強支架對頂板變化的適應能力。液壓支架平衡千斤頂由人工操作改為電液控制，避免支架低頭或平衡千斤頂安全閥損壞，增強支架對工作面頂板的適應能力，在生產中更有利于操作人員對液壓支架的支撐狀態進行合理調整。
(5)增強液壓支架的調斜能力。由3組支架1個調斜油缸改為2組支架1個調斜油缸，進一步增強對底板起伏的適應能力。
(6)改進支架底座前腳，將直角改變成倒角。
(7)在支架頂梁與掩護梁鉸接處增設擋矸簾，解決向架內漏矸的問題。
2、刨煤機適應性改造
刨煤機為德國進口，使用過程中也進行了一些適應性改造，主要體現在以下3個方面；
(1)完善過載保護裝置，提高生產能力。首套刨煤機的型號為GH9-34Ve/4.7滑行刨，總裝機功率2×315 kW．上行刨速為1. 76 m/s，下行刨速0.88 m/s，配置具有過載保護作用的S-15LK型正齒輪減速箱。為了進一步提高刨煤機的割硬煤能力和可靠性，刨煤機總裝機功率進一步加大，選用GH9 -38Ve/5.7滑行刨，總功率達到2×400 kW，上行刨速1. 92 m/s，下行刨速0.96 m/s，配置P-30UEL型摩擦式過載保護減速器，一旦卡刨，離合器立即打滑，液壓控制系統在電動機停止前立即使離合器設定壓力降低，以保護離合器。
(2)刮板輸送機電流監測裝置的應用。首套刨煤機無人工作面MCU控制臺只能看到刨煤機負荷電流大小，看不到刮板輸送機負荷電流變化，控制室操作員在切換刮板輸送機高低速時完全憑經驗操作，易使刮板輸送機過負荷運行，頻繁啟動后易燒壞電機。經分析改進為在控制室增加刮板輸送機電流監測裝置，以保證操作員及時掌握刨煤機電機、刮板輸送機電機運行狀況，及時發現隱患，處理故障。
(3)開發機尾自動清煤裝置。由于刨煤機機尾裝煤效果差，造成機尾堆煤過多，不僅增加了工人勞動強度，而且給工作面通風安全、刨煤機電機散熱、推移運輸機機尾等帶來隱患，為此開發了機尾自動清煤裝置，通過800 mm行程的千斤頂往返將煤推至刮板輸送機機尾彎板處，實現機尾自動裝煤，解決堆煤問題。
3、改進效果評價
經過改造后的液壓支架和刨煤機用于小青礦W2 714工作面，通過對該工作面設備的開機率和可靠性觀測，工作面液壓支架全部實現自動化，端頭支架移架速度大大提高，基本支架較少出現問題，刨煤機斷鏈頻率大大降低，生產系統開機率由原來的64%提高至80%，工作面單產水平由11.8萬t/a提高至14.7萬t/a，取得了良好的使用效果，這表明適應性改造是可行的，具有良好的推廣應用價值。
