3.5 m以上的厚煤层是高效矿井的优势资源，特别是6～20 m以上的特厚煤层，是我国大型煤炭基地的主采煤层，其资源储量与产量均占我国煤炭资源总储量与产量的45%～50%[1-2]，近年来，不断创新大采高综采和大采高综放技术与装备，已经成功研发了8.2 m超大采高综采[3]和20 m特厚煤层大采高综采放顶煤开采技术与装备，创造了安全高效开采效率的新纪录。
针对厚煤层开采面临的矿山压力控制、煤壁片帮冒顶、煤炭资源采出率等技术难题，文献[4-7]提出了液压支架与围岩的耦合作用关系，建立了液压支架与顶板的耦合动力学模型及煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型，分析了大采高工作面开采技术参数的确定及影响因素，初步形成了工作面液压支架与围岩控制理论体系框架;文献[8-10]针对我国西部矿区埋深较浅、基岩层较薄的厚煤层赋存条件，进行了工作面动载矿压及大小周期来压显现规律的多因素耦合分析，得出了浅埋煤层工作面液压支架动载矿压发生机理及防治措施;文献[11-13]针对厚煤层综放工作面顶煤冒放性差等技术难题，基于顶煤放出的散体介质流理论，提出了综放工作面顶煤冒落放出的BPR模型，得出了顶煤冒落放出的基本规律;文献[14-16]通过进行大采高工作面矿山压力显现规律的现场实测分析，研究了大采高采场顶板岩层断裂结构及失稳特征，得出了6～8 m超大采高工作面围岩稳定性控制技术及措施;文献[17-18]基于微震监测技术研究了20 m特厚煤层大采高综放工作面围岩活动规律，提出了大采高综放工作面顶板、煤壁失稳破坏准则及控制技术。
为规范开采方法名称，根据我国煤层传统分类和综采发展现状，可定义最大采高4 m以上为大采高综采，其中最大采高7 m以上为超大采高综采;综放开采机采高度4 m以上为大采高综放，机采高度6 m以上为超大采高综放。本文基于上述理论研究成果，通过分析厚煤层大采高综采和综放开采技术面临的科学问题，对厚煤层开采方法、支护参数确定及装备研发等进行系统研究，为厚煤层大采高综采(放)开采实践提供技术支撑。
1 大采高综采(放)面临的科学问题
由于厚煤层大采高综采(放)工作面一次开采煤层厚度增加，导致煤层开采扰动范围增大，工作面围岩由普通工作面的“回转失稳”发展为易发生“滑落失稳”，工作面动载矿压显现明显，超大空间、超强矿压、超高煤壁、强扰动岩层运动给工作面围岩稳定性控制带来极大困难。
大采高综采(放)工作面机采高度增加，导致液压支架的尺寸、质量等均成倍增大，液压支架由普通液压支架的“小尺度、易自稳”变为“大尺度、易失稳”，且受到动载冲击、偏载的概率上升，其重型、复杂结构的稳定性(几何稳定性、结构稳定性及系统稳定性)控制难度极大。
由于综放工作面主要利用矿山压力进行顶煤的破碎，顶煤冒落与煤壁片帮的力源与力学机理均相同，工作面机采高度增加有利于提高综放开采技术的适用范围及顶煤的冒放性，但导致煤壁片帮的几率增大，大采高综放工作面煤壁片帮防治与提高顶煤冒放性的矛盾突出。
基于上述大采高综采(放)开采面临的技术难题，提出以下3个科学问题:
(1)开采工艺参数变化引起的超大空间围岩动态失稳特性与液压支架的耦合作用规律不清楚，厚煤层大采高综采(放)工作面围岩控制缺乏理论依据。
(2)大采高综采(放)液压支架大尺度、高动压敏感结构特有的服役行为及失效机理不明，液压支架结构优化及稳定性控制缺乏理论依据。
(3)大采高综放工作面提高顶煤冒放性与煤壁片帮防治的矛盾突出，缺乏协调2者矛盾的原理与关键技术。
2 基于技术经济分析的厚煤层开采方法适应性评价
目前，厚煤层主要采用大采高一次采全厚开采方法、综采放顶煤开采方法、分层开采方法[19]，由于现有大采高一次采全厚开采技术的最大开采高度为8.0 m，当煤层厚度大于8.0 m时，则更适宜采用综采放顶煤开采方法或分层(大采高)开采方法。针对西部矿区赋存的煤层厚度为6.0～8.0 m、埋深较浅、煤质坚硬的厚煤层，分析确定其合理的开采方法具有非常重要的意义。
2.1 厚煤层开采方法适应性评价指标体系
为了实现厚煤层开采技术与经济效益最大化，针对上述厚煤层大采高综采(放)面临的科学问题，建立了厚煤层开采技术与经济综合评价指标体系，如图1所示。将厚煤层开采方法评价指标细分为技术可行性指标与经济合理性指标，其中，技术可行性指标主要从围岩控制、开采装备与资源回收3个方面细分为矿山压力控制适应性指数、煤壁片帮控制适应性指数、顶煤冒放性指数、综采(放)设备适应性指数与安全风险控制适应性指数;经济合理性指标则主要从资源、效率与效益方面细分为资源采出率适应性指数、投资与收益适应性指数、综采(放)效率适应性指数。
图1 厚煤层开采方法适应性评价指标
Fig.1 Thick coal seam mining method adaptive evaluation indicators
基于煤层厚度、硬度、倾角、埋深、节理裂隙发育程度、顶底板岩层岩性等赋存条件，采用理论分析、模拟计算及类比分析等方法，预测采用3种开采方法对应的上述各评价指标值，为后续综合技术经济评价提供基础数据。
采用层次分析法(AHP)确定上述各评价指标的权重值:
(1)
式中，cij为因素i和因素j对应目标的重要性，cij>0，cij=cji，ci=j=1;Wi为相对权重。
各指标的权重值可以通过向10位综采(放)技术专家进行咨询确定。
2.2 基于模糊评判方法构建评价矩阵
基于上述确定的3种开采方法评价指标值及评价指标权重值，对3种开采方法与煤层赋存条件的适应性分别进行打分，并进行归一化处理:
(2)
式中，Ci为开采方法对煤层赋存条件适应性的评价矩阵;Wij为上述评价指标体系中各指标的权重向量;μij为第i个评价指标的适应程度j的评分，
为开采方法对煤层赋存条件的适应性级别数量。
进行3种开采方法对煤层赋存条件的模糊综合评判:
D=Wi·Bi
(3)
式中，Bi为专家评价结果矩阵。
基于3种开采方法对煤层赋存条件适应性评价等级，确定开采方法对煤层赋存条件的适应性综合指数评价集:U={很适宜采用，适宜采用，比较适宜采用，不适宜采用}={>90,75～90,60～75,<60}，计算可得3种开采方法对煤层赋存条件适应性的评价结果:
T=D·UT
(4)
式中，T为开采方法对厚煤层赋存条件适应性的综合指数评价值;UT为开采方法对厚煤层赋存条件适应性综合指数评价集对应的分数向量。
通过计算对比3种开采方法对煤层赋存条件适应性评价结果，式(4)的计算结果，确定技术可行性最好、经济合理性最高的厚煤层开采方法。
基于上述厚煤层开采方法综合评价模型，结合我国厚煤层赋存条件及开采技术、装备发展现状，分析确定3种开采方法优先适用的厚煤层赋存条件，见表1。
表1主要以煤层厚度、硬度、倾角为基础进行了厚煤层开采方法优先适用条件的排序，得出了3种厚煤层开采方法适用条件的框架式指导意见。由于我国厚煤层赋存条件多样，对于难以通过表1确定开采方法的厚煤层，还应按照上述评价指标体系进行技术与经济综合评价。
表1 厚煤层开采方法优先适用条件Table 1 Thick coal seam mining method priority conditions
3 液压支架与围岩的“三耦合”原理及参数确定
针对上述厚煤层大采高综采(放)工作面存在的3个科学问题，笔者提出了液压支架与围岩的强度耦合、刚度耦合、稳定性耦合“三耦合”原理，并基于液压支架与围岩的“三耦合”原理，研究了液压支架合理支护参数的确定方法。
3.1 液压支架与围岩的“三耦合”原理
工作面煤层开采打破了原岩地应力场的平衡状态，在煤层与围岩体中出现应力集中，导致顶板岩层发生周期性破断、煤壁片帮、底板底臌变形等，为了维护工作面安全作业空间，液压支架的强度、刚度、稳定性应适应围岩的变形破坏，因此，笔者提出了液压支架与围岩的强度耦合、刚度耦合、稳定性耦合关系，如图2所示。
图2 液压支架与围岩“三耦合”作用原理
Fig.2 Hydraulic support and surrounding rock coupling relationship
在采动应力场的作用下，顶板岩层的强度决定直接顶岩层的碎胀系数与基本顶的来压步距，煤层开采高度与直接顶岩层厚度影响基本顶断裂失稳形成的动载荷，液压支架的支护强度、结构强度应适应围岩断裂失稳形成的矿山压力，并通过主动承压与合理让压维护工作面安全作业空间。
液压支架与直接顶(底)岩层的组合刚度影响液压支架与基本顶断裂点的相对位置，提高液压支架与直接顶(底)板岩层的组合刚度、加快工作面的推进速度，可以将基本顶岩层的断裂位置推移至采空区，降低基本顶岩层断裂失稳对液压支架的载荷大小及作用时间。
液压支架自身的稳定性(几何稳定性、结构稳定性)是液压支架与围岩稳定性耦合的基础，通过采用“自撑-邻拉-底推-顶挤”等刚柔耦合的液压支架与围岩稳定性耦合技术，可以有效增强液压支架自身的稳定性，提高液压支架对围岩失稳的适应性。
3.2 液压支架合理支护参数的确定
为了解决科学问题1中大采高综采(放)工作面超大采动空间出现的动载矿压与煤壁片帮冒顶等技术难题，笔者提出了大采高综采(放)液压支架合理工作阻力确定的“双因素”控制法，即厚煤层大采高综采(放)工作面液压支架的工作阻力不仅需要满足对顶板岩层断裂失稳的支护要求，还应满足抑制煤壁片帮失稳的需要。
(1)液压支架适应顶板失稳需要的支护力
针对厚煤层大采高综采(放)工作面动载矿压显现特征，笔者通过进行大量现场矿山压力监测与分析，提出了6～8 m厚煤层大采高综采工作面顶板岩层断裂的“悬臂梁+砌体梁”结构模型与20 m特厚煤层大采高综放工作面顶板岩层断裂的“组合悬臂梁”力学模型，如图3所示。
图3 厚煤层综采(放)工作面覆岩断裂结构
Fig.3 Thick coal seam longwall mining working face overburden fracture structure
基于上述厚煤层综采(放)工作面覆岩断裂结构，将上部承载结构岩层(如大采高工作面的砌体梁结构岩层、综放工作面组合悬臂梁的上部关键承载岩层)视为模型边界，采用UDEC数值模拟方法计算承载结构岩层在断裂瞬间具有的初始速度与加速度，并作为模型的边界条件。以煤层上覆岩层的强度、刚度特性为基础，建立液压支架与围岩的耦合动力学模型，如图4所示(以大采高综采工作面为例)。
图4 液压支架与围岩的耦合动力学模型
Fig.4 Hydraulic support and surrounding rock coupling dynamical model
采用ADAMS软件对液压支架与围岩的耦合动力学模型进行动力学分析计算，可得液压支架适应顶板失稳需要的支护作用力。基于榆神矿区金鸡滩煤矿2-2煤层大采高综采实践，建立了液压支架与围岩的耦合动力学模型，并分析计算了不同采高、不同工作面长度条件下，液压支架适应顶板岩层失稳需要的支护强度，如图5所示。
图5 基于支架与围岩耦合动力学模型的支护强度计算
Fig.5 Hydraulic support supporting intensity based on hydraulic support and surrounding rock coupling dynamical model
(2)液压支架抑制煤壁失稳需要的支护力
针对工作面煤壁片帮现场观测结果，发现煤壁发生破坏仅仅是煤壁发生片帮的必要非充分条件，煤壁片帮的充分必要条件为煤壁发生破坏，且破坏的煤体发生滑移失稳。为此，笔者将煤壁片帮细分为拉裂破坏与滑移失稳两个过程，建立了煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型，如图6所示。
图6 煤壁的“拉裂-滑移”力学模型
Fig.6 Coal wall “tension fracture-glide reflection” mechanical model
通过对煤壁的“拉裂-滑移”力学模型进行分析，得出了煤壁的破坏深度、宽度与煤体强度、采高的关系，以及液压支架抑制煤壁破坏体发生滑移失稳需要的临界护帮力[20]:
(5)
(6)
式中，c为煤壁的破坏宽度;b为煤壁的破坏深度;F1为顶板对煤壁的压力;δ为顶板合力作用点偏移y轴的距离;M为开采高度;F3为深部煤壁对煤壁的矿山压力;a为深部煤体对煤壁合力作用点距底板的距离;F4l为液压支架护帮板抑制煤壁破坏体发生失稳的临界力;F3h为深部煤体对煤壁破坏体的法向力;Fd为液压支架对顶板支护作用下煤壁受到的顶板压力;Fz为液压支架对顶板的支护作用力;f1为煤体之间的摩擦因数;α为煤壁破坏面与煤壁的夹角;m为煤壁破坏体的质量。
通过对煤壁的拉裂破坏与滑移失稳过程进行力学分析，发现液压支架护帮板对煤壁的支护作用力远远小于煤壁受到的矿山压力，通过提高液压支架对顶板的支护作用力，可以有效降低顶板对煤壁的压力及煤壁破坏深度，从而降低液压支架抑制煤壁片帮的临界护帮力。以榆神矿区金鸡滩煤矿2-2煤层大采高综采实践为基础，采用上述理论力学模型及数值模拟计算方法，得出了不同开采高度、不同液压支架支护阻力作用下，液压支架护帮板抑制煤壁破坏体发生失稳的临界护帮力，如图7所示。
图7 液压支架临界护帮力计算结果
Fig.7 Hydraulic support critical rib supporting
(3)支架工作阻力确定的“双因素”控制法
基于上述液压支架与顶板的耦合动力学模型及煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型，发现厚煤层大采高综采(放)液压支架的合理工作阻力应同时满足顶板支护与煤壁片帮防护的要求，液压支架合理工作阻力确定流程如图8所示。
图8 大采高综采(放)支架工作阻力计算流程
Fig.8 Hydraulic support working resistance calculation process for high cutting face
利用上述液压支架与围岩的耦合动力学模型，计算可得大采高综采(放)液压支架适应顶板失稳需要的支护作用力，将该作用力代入煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型，计算液压支架护帮板抑制煤壁片帮的临界护帮力，若计算所得的液压支架临界护帮力小于液压支架护帮板的设计极限，则通过支架与围岩耦合动力学模型计算支架对顶板的支护作用力即为液压支架的合理工作阻力;若计算所得的支架临界护帮力超出支架护帮板的设计极限，则需要提高液压支架对顶板岩层的支护作用力，从而降低支架护帮板抑制煤壁片帮所需的临界护帮力;若液压支架对顶板的支护作用力超出了支架立柱的设计极限，此时护帮板的临界护帮力仍然超出设计极限，则工作面应当采取其他必要的煤壁防片帮措施，即上述厚煤层大采高综采(放)液压支架工作阻力确定的“双因素”控制法，不仅可以确定液压支架的合理工作阻力及临界护帮力，同时还可以作为工作面是否需要采取额外防片帮措施的理论判据。
4 大采高综放工作面顶煤冒放性与煤壁稳定性矛盾协调原理
为了解决科学问题3中大采高综放工作面提高顶煤冒放性与煤壁片帮防治的矛盾，笔者提出了以下协调原理:
(1)厚煤层顶煤(板)冒落与煤壁片帮机理
通过对厚煤层大采高综放工作面矿山压力与煤壁片帮现场观测结果进行分析，可将顶煤的破坏状态在水平方向分为3个区:散体区、塑性区与弹性区，如图9(a)所示。其中，塑性区不仅决定了发展为散体区的顶煤破碎块度与冒落形态，还直接影响工作面煤壁的稳定性，即综放工作面煤壁片帮不仅与工作面矿山压力有关，还受到顶煤的破坏、冒落、放出的影响，建立了综合考虑顶煤冒落放出与煤壁破坏的综放工作面煤壁片帮压剪力学模型[21]，如图9(b)所示。
图9 综放工作面顶煤冒放结构与煤壁片帮力学模型
Fig.9 Fully mechanized caving faces top coal caving structure and rib spalling model
取单位宽度的煤层进行力学平衡计算，可得煤壁的位移曲线方程如下:
ω=ω1-ω2-ω3
(7)
(8)
(9)
(10)
式中，ω为煤壁的最大水平位移量;ω1为前方煤体内的矿山压力Qm(y)导致的煤壁位移量;ω2为顶板岩层的矿山压力
(x)与液压支架的支撑力Qz(x)导致的煤壁位移量;ω3为采空区冒落的矸石通过支架上方破碎的顶煤传递给煤壁柱体的力
(y)导致的煤壁位移量;I为煤壁长柱体的惯性距;M为厚煤层一次开采总厚度;m′为工作面的机采高度。
基于上述厚煤层顶煤(板)冒落与煤壁片帮机理研究结果，提高采空区冒落矸石传递给煤壁柱体的力、液压支架对顶煤的主动支撑力可以有效降低煤壁的水平位移量，从而减少煤壁片帮几率，同时提高顶煤的放出率，因此需要对综放液压支架的架型结构及支护参数进行优化设计。
(2)综放液压支架结构优化设计
目前，综放液压支架架型主要有两种:四柱支撑掩护式综放液压支架、两柱掩护式综放液压支架。其中，四柱支撑掩护式综放液压支架主要采用铰接前梁结构，其顶梁前端对顶煤的支撑力较小，且顶梁前梁对顶煤的支护作用力也较小，导致顶梁对顶煤反复支撑作用的有效面积降低，不利于煤壁片帮防治及顶煤的破坏;两柱掩护式综放液压支架则主要采用整体顶梁结构，其顶梁前端对顶煤的支撑力较大，且顶梁对顶煤反复支撑作用的有效面积较大，有利于煤壁片帮防治及顶煤的破坏，两种大采高综放液压支架架型对煤壁与顶煤的作用效果如图10所示。
图10 综放液压支架架型对煤壁与顶煤破坏的影响
Fig.10 Influence of full-mechanized coal mining support style to coal wall and top coal destruction
为了最大程度提高顶煤的放出率，液压支架设计采用3级强扰动放煤机构，如图11所示。该结构不仅可以增大液压支架后部放煤口的尺寸，同时还有效降低了液压支架掩护梁的长度，从而减少了顶煤冒落成拱的几率，有效提高综放工作面顶煤的冒放性。
图11 强扰动3级放煤机构
Fig.11 Strong disturbance three-gread top-coal caving institutions
(3)提高液压支架的初撑力
液压支架的初撑力是支架对顶煤(板)的主动支护作用力，而工作阻力则是支架受到顶煤(板)的被动压力。基于上述煤壁片帮的“拉裂-滑移”力学模型，提高液压支架对顶煤(板)的主动支护作用力，不仅可以减小顶煤(板)对煤壁的压力，降低煤壁片帮的几率，同时还可以提高液压支架对顶煤的破坏深度，如图12所示，即提高液压支架的初撑力可以缓解顶煤冒放性与煤壁片帮的矛盾。
图12 液压支架初撑力对煤壁与顶煤破坏的影响
Fig.12 Influence of hydraulic support setting load to coal wall and top coal destruction
5 大采高综采液压支架关键技术
我国已经成功研制应用8.2 m超大采高液压支架及超大采高综采成套技术，并在兖矿金鸡滩煤矿成功应用。针对上述科学问题1中大采高工作面动载矿压问题，研发了增容缓冲抗冲击双伸缩立柱，如图13所示，在立柱内设置弹性薄壁圆筒或气体腔室吸能装置，当液压支架受到顶板动载冲击时，立柱内的液体先流入弹性薄壁圆筒或气体腔室内，为立柱安全阀开启提供缓冲时间，有效预防了立柱安全阀被冲坏。
图13 增容缓冲抗冲击双伸缩立柱
Fig.13 Anti-impact double telescopic column with capacity-increase and buffering function
为了解决科学问题2中液压支架尺度增大带来的稳定性及可靠性难题，开发设计了大采高液压支架微隙准刚性四连杆稳定机构，提高液压支架的稳定性。为了提高大采高液压支架的刚度，设计开发了大采高液压支架高压自动补偿系统，液压支架移架后自动向立柱下腔补液，提高液压支架的初撑力。针对大采高液压支架质量大、操作运输困难，开发了Q890,Q1150高强度易焊接结构钢及多层多道焊等焊接工艺，如图14所示，实现大采高液压支架结构件减重15%以上。
图14 多层多道焊接工艺
Fig.14 Multi-layer and multi-pass welding technology
6 两柱掩护式大采高综放液压支架关键技术
我国综放工作面一次开采煤层厚度达到20 m以上，目前，正在研发机采高度6 m以上的超大采高综放液压支架。针对科学问题3中综放工作面顶煤冒放性与煤壁片帮的矛盾，研发设计了带3级强扰动放煤机构的两柱大采高放顶煤液压支架，如图15所示。
图15 带3级放煤机构的两柱掩护式综放液压支架
Fig.15 Two-column covers type fully hydraulic support with three-great coal caving institution
为了提高综放工作面放煤的自动化水平，基于上述支架与围岩的“三耦合”原理，开发了液压支架与围岩智能耦合控制系统，如图16所示，该系统可以对液压支架的姿态与受力状态进行实时监测，通过对监测结果进行分析得出液压支架与围岩耦合状态的实时结果，利用液压支架电液控制系统实现对液压支架阀组的控制，完成液压支架姿态调整、立柱补液、收拉平衡千斤顶等一系列动作，使液压支架始终处于良好的支护状态。
图16 综放支架与围岩智能耦合控制系统
Fig.16 Hydraulic support and surrounding rock intelligent coupling control system
基于顶煤、顶板运移模型和顶煤冒放的强扰动破拱机理，开发了厚煤层基于音频传感器煤矸分界识别与时序控制的智能放煤控制系统，基于果蝇优化算法与RBF混合预测的放顶煤时间控制方法，实现了放煤过程中放煤时间随煤层赋存条件变化而随之变化，自动调整放煤时间，同时记录放煤过程中人工干预的情况，修正控制程序，逼近最佳放煤参数。
7 结 论
(1)基于特厚煤层开采的三大科学问题分析，提出厚煤层开采方法适应性评价指标体系和综合评价方法，得出9 m以下稳定煤层优选大采高(超大采高)综采方法，9～20 m特厚煤层优选大采高综放开采方法，20 m以上煤层可选择分层综放或综采综放混合分层开采方法的结论。
(2)基于支架—围岩“三耦合”原理，得出厚煤层综采综放工作面液压支架合理支护参数确定方法，经实践证明了其参数的有效性和准确性。
(3)大采高综放工作面煤壁稳定性与顶煤冒放性的矛盾可以通过优化放顶煤支架结构和参数、放煤机构强扰动破坏平衡拱基底、提高初撑力等措施协调解决。
(4)超大采高综采和综放液压支架是决定最大采高的关键因素，其最大高度并不仅是由结构本身能实现的高度决定，而是由液压支架与围岩耦合关系及综合技术因素决定，并非支架能做多高就能采多高。以我国千万吨大型矿井运输安装和生产条件，支架最大高度8.2～8.3 m,中心距2.05 m为适应性最佳选择。
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