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(huán)的采煤設(shè)備，對薄煤層、高瓦斯礦井具有特有的優(yōu)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(chǎn)設(shè)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(shù)經(jīng)濟效益，但回采過程中存在一些適應(yīng)性不足問題。小青礦根據(jù)刨煤機在使用過程中遇到的問題，結(jié)合礦區(qū)待采煤層的賦存條件，對配套液壓支架、刨煤機關(guān)鍵設(shè)備進行了一系列適應(yīng)性改進。
1、液壓支架適應(yīng)性改造
1.1 端頭支架適應(yīng)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(zhuǎn)載機上的懸臂梁交替拉架。為了實現(xiàn)端頭支架自動化定量推移，在端頭支架上安設(shè)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(shè)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(fā)出推移命令，電液控制閥組動作，端頭支架推移千斤頂按設(shè)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(jié)構(gòu)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(jīng)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(zhuǎn)載機尾、刨煤機和刮板輸送機驅(qū)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(fā)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(diào)節(jié)），將轉(zhuǎn)載機尾、主副架底梁、刮板輸送機機頭底座、調(diào)節(jié)架設(shè)計為直接落地，大大降低拉移支架的阻力，增大刨煤機驅(qū)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(jié)構(gòu)及布置如圖2所示。
1.2基本支架適應(yīng)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(chǎn)實踐，發(fā)現(xiàn)該支架主要存在以下問題：
(1)支架調(diào)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(lián)動，造成支架自移時對頂板的適應(yīng)性差，需要人工介入調(diào)整支架頂梁狀態(tài)。
(4)刮板輸送機發(fā)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(nèi)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(jù)以上原因分析，結(jié)合鐵能集團待采煤層賦存情況和現(xiàn)用設(shè)備的工況狀況，就基本支架的結(jié)構(gòu)參數(shù)和電液控制系統(tǒng)提出如下改造方案：
(1)開發(fā)極薄煤層ZY4800/06／16. 5D兩柱掩護式液壓支架。支架調(diào)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(jié)構(gòu)高度滿足支架最小高度和伸縮比的要求，設(shè)計中采用超薄煤層支架設(shè)計技術(shù)，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(jié)構(gòu)件所要求的高可靠性和高安全系數(shù)，同時在最低狀態(tài)下有足夠的過人空間(700 mm×400 mm)的要求，結(jié)構(gòu)件設(shè)計采用超薄型結(jié)構(gòu)，見圖3。設(shè)計選用國內(nèi)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(xiàn)象，經(jīng)過研究分析，對支架立柱控制系統(tǒng)進行改進。在液壓支架電液控制閥上分設(shè)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(fā)生支架扎底時，采取手動操作將2根立柱依次提起，實現(xiàn)邁步式前進。正常情況下，采用PMC-R電液系統(tǒng)自動控制，通過編程使2個降柱閥同時動作，實現(xiàn)自動移架。
(4)增強支架對頂板變化的適應(yīng)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(yīng)能力，在生產(chǎn)中更有利于操作人員對液壓支架的支撐狀態(tài)進行合理調(diào)整。
(5)增強液壓支架的調(diào)斜能力。由3組支架1個調(diào)斜油缸改為2組支架1個調(diào)斜油缸，進一步增強對底板起伏的適應(yīng)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(shè)擋矸簾，解決向架內(nèi)漏矸的問題。
2、刨煤機適應(yīng)性改造
刨煤機為德國進口，使用過程中也進行了一些適應(yīng)性改造，主要體現(xiàn)在以下3個方面；
(1)完善過載保護裝置，提高生產(chǎn)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(tǒng)在電動機停止前立即使離合器設(shè)定壓力降低，以保護離合器。
(2)刮板輸送機電流監(jiān)測裝置的應(yīng)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(jīng)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(jīng)分析改進為在控制室增加刮板輸送機電流監(jiān)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(fā)現(xiàn)隱患，處理故障。
(3)開發(fā)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(fā)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(xiàn)機尾自動裝煤，解決堆煤問題。
3、改進效果評價
經(jīng)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(shè)備的開機率和可靠性觀測，工作面液壓支架全部實現(xiàn)自動化，端頭支架移架速度大大提高，基本支架較少出現(xiàn)問題，刨煤機斷鏈頻率大大降低，生產(chǎn)系統(tǒng)開機率由原來的64%提高至80%，工作面單產(chǎn)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(yīng)性改造是可行的，具有良好的推廣應(yīng)用價值。
