随着矿井开采深度的不断增加，煤与瓦斯突出和冲击地压有逐年增加的趋势，矿井开采难度日益加大，而刨煤机作为一种矮机身、浅截深、多循环的采煤设备，对薄煤层、高瓦斯矿井具有特有的优势。铁能集团曾于2001年通过引进德国刨煤机核心装备与国产设备相配套的方式，在小青矿装备了我国首套薄煤层刨煤机无人工作面，取得了显著的技术经济效益，但回采过程中存在一些适应性不足问题。小青矿根据刨煤机在使用过程中遇到的问题，结合矿区待采煤层的赋存条件，对配套液压支架、刨煤机关键设备进行了一系列适应性改进。
1、液压支架适应性改造
1.1 端头支架适应性改造
首套刨煤机工作面机头端头支架ZT9900／17/30采用2架1组（1主1副），由固定在转载机上的悬臂梁交替拉架。为了实现端头支架自动化定量推移，在端头支架上安设一个PM4支架控制器，此控制器同时控制1架基本支架。该控制器与基本支架上的PM4控制器连接在一起，受MCU控制。端头支架上的推移行程与1号基本支架上的推移行程设定一样，当刨头向机尾运行时，PM4向端头支架和1号基本支架发出推移命令，电液控制阀组动作，端头支架推移千斤顶按设定值向前推移机头架，基本支架向前推移刮板输送机，PM4同时不断检测推移行程，当达到给定值时立即停止。刨煤机工作面机头端头支架结构及布置如图1所示。
首套刨煤机端头支架使用初期并不理想，拉架时间偏长，经分析后主要原因为端头支架2架1组（自重分别为42 t和38 t）自重过大，转载机尾、刨煤机和刮板输送机驱动电机均骑坐在推移底座上造成拉架阻力过大，且刨煤机电机位于主副端头支架两根立柱之间（间隙仅有150 mm），容易发生干涉。
针对以上原因，提出如下改造方案：将原来的2架1组布置形式改进为3架1组（1主、1副、1调节），将转载机尾、主副架底梁、刮板输送机机头底座、调节架设计为直接落地，大大降低拉移支架的阻力，增大刨煤机驱动电机与端头支架前立柱的空间，提高移架速度。改造后刨煤机工作面机头端头支架结构及布置如图2所示。
1.2基本支架适应性改造
1. 2.1 存在的问题
首套刨煤机配套基本支架选用ZY6400/09/20D两柱掩护式液压支架，通过生产实践，发现该支架主要存在以下问题：
(1)支架调架范围小。支架最低支护高度0.9m．工作面局部地段煤层厚度仅0.8m，为了保证支架通过时不被压死，刨煤机需要破顶或卧底，刨刀磨损严重。
(2)支架前端底板比压大，扎底严重，造成移架困难。
(3)支架平衡千斤顶控制采用手动操作，未与立柱升降建立自动化联动，造成支架自移时对顶板的适应性差，需要人工介入调整支架顶梁状态。
(4)刮板输送机发生上窜下滑时，支架推移框架与底座相互卡咬，造成推移困难和推拉框架损坏。
(5)支架高度变化时，顶梁与掩护梁之间存在较大空隙，造成支架架内漏矸严重，时常砸坏液压管路或液压元件，使支架失去自动控制功能。
1.2.2 改造方案
根据以上原因分析，结合铁能集团待采煤层赋存情况和现用设备的工况状况，就基本支架的结构参数和电液控制系统提出如下改造方案：
(1)开发极薄煤层ZY4800/06／16. 5D两柱掩护式液压支架。支架调高范围0. 6～1.65 m，伸缩比2. 75，满足了最低采高0.8 m的要求，在满足顶板支护要求的前提下，适当降低支架支护强度，支架工作阻力由6400 kN降至4800 kN，重量由原来的15.6 t降至11. 6 t，重量减轻25. 6%，底座前端底板比压值显著降低，改善底座扎底情况。
(2)为使支架的结构高度满足支架最小高度和伸缩比的要求，设计中采用超薄煤层支架设计技术，采用高强板焊接新工艺、新型焊接材料（药芯焊丝）进行制造。支架在高工作阻力下，为满足薄和极薄煤层支架结构件所要求的高可靠性和高安全系数，同时在最低状态下有足够的过人空间(700 mm×400 mm)的要求，结构件设计采用超薄型结构，见图3。设计选用国内高强度等级(700—1000 MPa)的钢材。
(3)为进一步改善液压支架底座扎底现象，经过研究分析，对支架立柱控制系统进行改进。在液压支架电液控制阀上分设2个降柱阀和1个升柱阀，左右两根立柱可分别在PMCR电液控制单元控制降柱时将架脚提起。当发生支架扎底时，采取手动操作将2根立柱依次提起，实现迈步式前进。正常情况下，采用PMC-R电液系统自动控制，通过编程使2个降柱阀同时动作，实现自动移架。
(4)增强支架对顶板变化的适应能力。液压支架平衡千斤顶由人工操作改为电液控制，避免支架低头或平衡千斤顶安全阀损坏，增强支架对工作面顶板的适应能力，在生产中更有利于操作人员对液压支架的支撑状态进行合理调整。
(5)增强液压支架的调斜能力。由3组支架1个调斜油缸改为2组支架1个调斜油缸，进一步增强对底板起伏的适应能力。
(6)改进支架底座前脚，将直角改变成倒角。
(7)在支架顶梁与掩护梁铰接处增设挡矸帘，解决向架内漏矸的问题。
2、刨煤机适应性改造
刨煤机为德国进口，使用过程中也进行了一些适应性改造，主要体现在以下3个方面；
(1)完善过载保护装置，提高生产能力。首套刨煤机的型号为GH9-34Ve/4.7滑行刨，总装机功率2×315 kW．上行刨速为1. 76 m/s，下行刨速0.88 m/s，配置具有过载保护作用的S-15LK型正齿轮减速箱。为了进一步提高刨煤机的割硬煤能力和可靠性，刨煤机总装机功率进一步加大，选用GH9 -38Ve/5.7滑行刨，总功率达到2×400 kW，上行刨速1. 92 m/s，下行刨速0.96 m/s，配置P-30UEL型摩擦式过载保护减速器，一旦卡刨，离合器立即打滑，液压控制系统在电动机停止前立即使离合器设定压力降低，以保护离合器。
(2)刮板输送机电流监测装置的应用。首套刨煤机无人工作面MCU控制台只能看到刨煤机负荷电流大小，看不到刮板输送机负荷电流变化，控制室操作员在切换刮板输送机高低速时完全凭经验操作，易使刮板输送机过负荷运行，频繁启动后易烧坏电机。经分析改进为在控制室增加刮板输送机电流监测装置，以保证操作员及时掌握刨煤机电机、刮板输送机电机运行状况，及时发现隐患，处理故障。
(3)开发机尾自动清煤装置。由于刨煤机机尾装煤效果差，造成机尾堆煤过多，不仅增加了工人劳动强度，而且给工作面通风安全、刨煤机电机散热、推移运输机机尾等带来隐患，为此开发了机尾自动清煤装置，通过800 mm行程的千斤顶往返将煤推至刮板输送机机尾弯板处，实现机尾自动装煤，解决堆煤问题。
3、改进效果评价
经过改造后的液压支架和刨煤机用于小青矿W2 714工作面，通过对该工作面设备的开机率和可靠性观测，工作面液压支架全部实现自动化，端头支架移架速度大大提高，基本支架较少出现问题，刨煤机断链频率大大降低，生产系统开机率由原来的64%提高至80%，工作面单产水平由11.8万t/a提高至14.7万t/a，取得了良好的使用效果，这表明适应性改造是可行的，具有良好的推广应用价值。
1、液压支架适应性改造
1.1 端头支架适应性改造
首套刨煤机工作面机头端头支架ZT9900／17/30采用2架1组（1主1副），由固定在转载机上的悬臂梁交替拉架。为了实现端头支架自动化定量推移，在端头支架上安设一个PM4支架控制器，此控制器同时控制1架基本支架。该控制器与基本支架上的PM4控制器连接在一起，受MCU控制。端头支架上的推移行程与1号基本支架上的推移行程设定一样，当刨头向机尾运行时，PM4向端头支架和1号基本支架发出推移命令，电液控制阀组动作，端头支架推移千斤顶按设定值向前推移机头架，基本支架向前推移刮板输送机，PM4同时不断检测推移行程，当达到给定值时立即停止。刨煤机工作面机头端头支架结构及布置如图1所示。
首套刨煤机端头支架使用初期并不理想，拉架时间偏长，经分析后主要原因为端头支架2架1组（自重分别为42 t和38 t）自重过大，转载机尾、刨煤机和刮板输送机驱动电机均骑坐在推移底座上造成拉架阻力过大，且刨煤机电机位于主副端头支架两根立柱之间（间隙仅有150 mm），容易发生干涉。
针对以上原因，提出如下改造方案：将原来的2架1组布置形式改进为3架1组（1主、1副、1调节），将转载机尾、主副架底梁、刮板输送机机头底座、调节架设计为直接落地，大大降低拉移支架的阻力，增大刨煤机驱动电机与端头支架前立柱的空间，提高移架速度。改造后刨煤机工作面机头端头支架结构及布置如图2所示。
1.2基本支架适应性改造
1. 2.1 存在的问题
首套刨煤机配套基本支架选用ZY6400/09/20D两柱掩护式液压支架，通过生产实践，发现该支架主要存在以下问题：
(1)支架调架范围小。支架最低支护高度0.9m．工作面局部地段煤层厚度仅0.8m，为了保证支架通过时不被压死，刨煤机需要破顶或卧底，刨刀磨损严重。
(2)支架前端底板比压大，扎底严重，造成移架困难。
(3)支架平衡千斤顶控制采用手动操作，未与立柱升降建立自动化联动，造成支架自移时对顶板的适应性差，需要人工介入调整支架顶梁状态。
(4)刮板输送机发生上窜下滑时，支架推移框架与底座相互卡咬，造成推移困难和推拉框架损坏。
(5)支架高度变化时，顶梁与掩护梁之间存在较大空隙，造成支架架内漏矸严重，时常砸坏液压管路或液压元件，使支架失去自动控制功能。
1.2.2 改造方案
根据以上原因分析，结合铁能集团待采煤层赋存情况和现用设备的工况状况，就基本支架的结构参数和电液控制系统提出如下改造方案：
(1)开发极薄煤层ZY4800/06／16. 5D两柱掩护式液压支架。支架调高范围0. 6～1.65 m，伸缩比2. 75，满足了最低采高0.8 m的要求，在满足顶板支护要求的前提下，适当降低支架支护强度，支架工作阻力由6400 kN降至4800 kN，重量由原来的15.6 t降至11. 6 t，重量减轻25. 6%，底座前端底板比压值显著降低，改善底座扎底情况。
(2)为使支架的结构高度满足支架最小高度和伸缩比的要求，设计中采用超薄煤层支架设计技术，采用高强板焊接新工艺、新型焊接材料（药芯焊丝）进行制造。支架在高工作阻力下，为满足薄和极薄煤层支架结构件所要求的高可靠性和高安全系数，同时在最低状态下有足够的过人空间(700 mm×400 mm)的要求，结构件设计采用超薄型结构，见图3。设计选用国内高强度等级(700—1000 MPa)的钢材。
(3)为进一步改善液压支架底座扎底现象，经过研究分析，对支架立柱控制系统进行改进。在液压支架电液控制阀上分设2个降柱阀和1个升柱阀，左右两根立柱可分别在PMCR电液控制单元控制降柱时将架脚提起。当发生支架扎底时，采取手动操作将2根立柱依次提起，实现迈步式前进。正常情况下，采用PMC-R电液系统自动控制，通过编程使2个降柱阀同时动作，实现自动移架。
(4)增强支架对顶板变化的适应能力。液压支架平衡千斤顶由人工操作改为电液控制，避免支架低头或平衡千斤顶安全阀损坏，增强支架对工作面顶板的适应能力，在生产中更有利于操作人员对液压支架的支撑状态进行合理调整。
(5)增强液压支架的调斜能力。由3组支架1个调斜油缸改为2组支架1个调斜油缸，进一步增强对底板起伏的适应能力。
(6)改进支架底座前脚，将直角改变成倒角。
(7)在支架顶梁与掩护梁铰接处增设挡矸帘，解决向架内漏矸的问题。
2、刨煤机适应性改造
刨煤机为德国进口，使用过程中也进行了一些适应性改造，主要体现在以下3个方面；
(1)完善过载保护装置，提高生产能力。首套刨煤机的型号为GH9-34Ve/4.7滑行刨，总装机功率2×315 kW．上行刨速为1. 76 m/s，下行刨速0.88 m/s，配置具有过载保护作用的S-15LK型正齿轮减速箱。为了进一步提高刨煤机的割硬煤能力和可靠性，刨煤机总装机功率进一步加大，选用GH9 -38Ve/5.7滑行刨，总功率达到2×400 kW，上行刨速1. 92 m/s，下行刨速0.96 m/s，配置P-30UEL型摩擦式过载保护减速器，一旦卡刨，离合器立即打滑，液压控制系统在电动机停止前立即使离合器设定压力降低，以保护离合器。
(2)刮板输送机电流监测装置的应用。首套刨煤机无人工作面MCU控制台只能看到刨煤机负荷电流大小，看不到刮板输送机负荷电流变化，控制室操作员在切换刮板输送机高低速时完全凭经验操作，易使刮板输送机过负荷运行，频繁启动后易烧坏电机。经分析改进为在控制室增加刮板输送机电流监测装置，以保证操作员及时掌握刨煤机电机、刮板输送机电机运行状况，及时发现隐患，处理故障。
(3)开发机尾自动清煤装置。由于刨煤机机尾装煤效果差，造成机尾堆煤过多，不仅增加了工人劳动强度，而且给工作面通风安全、刨煤机电机散热、推移运输机机尾等带来隐患，为此开发了机尾自动清煤装置，通过800 mm行程的千斤顶往返将煤推至刮板输送机机尾弯板处，实现机尾自动装煤，解决堆煤问题。
3、改进效果评价
经过改造后的液压支架和刨煤机用于小青矿W2 714工作面，通过对该工作面设备的开机率和可靠性观测，工作面液压支架全部实现自动化，端头支架移架速度大大提高，基本支架较少出现问题，刨煤机断链频率大大降低，生产系统开机率由原来的64%提高至80%，工作面单产水平由11.8万t/a提高至14.7万t/a，取得了良好的使用效果，这表明适应性改造是可行的，具有良好的推广应用价值。
