本文以柳巷煤矿301盘区厚硬基本顶综放开采为工程背景,针对厚硬基本顶综放沿空掘巷覆岩载荷大、结构破坏严重、两帮维护困难等问题,采用井下调研实测、理论分析、数值模拟分析、综合矿压观测及工业性试验等多种方法,研究了巷道围岩物理力学特性、空间布置影响因素、受载变形机制及破坏特征,分析了高预应力、强力锚杆与板裂煤体的耦合作用原理及其控制机理,提出了经济高效的沿空巷道围岩控制方案并在工程中应用。取得主要成果如下:（1）基于钻孔窥视、煤体强度原位测定,揭示了巷道围岩结构性破坏特征。通过30105综放沿空巷道现场测试可知,巷道上方基本顶结构致密,裂隙发育较少,周边煤体及泥岩直接顶内横向及环形裂隙发育,煤体内环向裂隙间距为0.5～1.0 m;根据围岩强度原位测定结果,巷道上方砂岩基本顶、泥岩直接顶及巷道上方顶煤平均抗压强度分别为36.62 MPa、16.4 MPa、18.87 MPa,其中煤岩分界面处煤体强度偏低,影响了顶煤整体强度,巷道周边煤体强度中硬,环形裂隙发育,在随后的回采过程中易出现结构失稳破坏。（2）通过井下矿压监测,得到了巷道围岩及锚杆支护的非均称受载变形特征。巷道帮部变形远大于顶板变形,窄煤柱帮变形略大于实体煤帮变形;随着工作面推进,锚杆受载持续增加,煤柱侧顶锚杆最终受载及加载幅度均大于实体煤侧顶锚杆,上帮锚杆受载均大于下帮锚杆;实体煤帮玻璃钢锚杆配塑料网片支护对于大变形难以适应,现场锚杆失效较多,部分地段围岩变形难以控制。（3）理论分析了厚硬基本顶综放沿空窄煤柱巷道覆岩破断模式,确定基本顶为整体拉裂破断,且断裂位置在实体煤帮以深,两端拉断后形成铰接结构岩梁。通过构建基本顶弹性地基梁模型,考虑下方煤体承载解得岩梁所受弯矩分布表达式,由最大弯矩判别准则确定基本顶破断位置与采空区侧煤壁间距在12.92～15.26m之间,在窄煤柱巷道,基本顶岩块运移将同时影响窄煤柱、实体煤及顶板三个区域煤体受载变形。（4）运用数值计算模拟分析方法,揭示了采动应力影响下窄煤柱巷道受载变形机制。在采动应力影响下,应力集中系数逐渐增加导致关键块回转变形和窄煤柱变形失稳加剧,其内部压剪破坏裂隙逐渐扩展贯通,关键块B与窄煤柱稳定性的迅速降低直接导致沿空巷道围岩变形加剧;对于实体煤帮,采动应力增加过程中关键块与上覆岩层之间出现离层,变形不协同导致上覆岩层载荷的力学传递由整体接触变为部分接触,所导致的断裂线附近受载集中是其大变形的主要致灾因素;对于窄煤柱帮,关键块运移状态及窄煤柱稳定性是其受载变形的主要影响因素;巷道顶板垂直方向变形受上覆载荷及两帮承载能力影响,水平方向受关键块运动状态和窄煤柱稳定性影响。（5）结合数值计算及理论分析成果,确定了多因素考量下的煤柱宽度确定原则。在进行沿空巷道合理煤柱宽度选择时应首要考虑煤柱承载性能,在确保煤柱承载性能达到基本要求的前提下,应尽量使基本顶断裂线远离巷道区域,避免出现个别区域受力集中现象,以达到围岩整体承载、协同变形的目的。基本顶厚度越大,内应力场分布越广,煤柱宽度也要相应增大。（6）基于钻孔窥视结果,通过理论及数值计算确定了巷道两帮煤体的板裂破坏特征。根据钻孔窥视柱状图,距煤帮表面5.8 m范围内出现了多条环形裂隙,其中0.1 m处可观察到煤体之间的明显缝隙,深部多条环形裂隙平行排列,巷道煤体内部裂隙分布符合板裂化破坏的一般特征。（7）基于构建的煤体内部裂纹发育分析模型,揭示了预应力锚杆对板裂煤体的控制作用。通过一般滑移裂纹模型对其尖端裂纹的开裂、扩展进行分析可知,裂隙面间有效剪应力的大小随σ2增大而减小,侧向应力σ2的增加可以提高煤岩体的抗裂能力,锚杆预应力越大,煤岩体抗裂能力越强。通过等效裂纹模型对其主裂纹尖端附近翼型裂纹的开裂、扩展进行分析可知,随着翼型裂纹扩展加大,轴向应力σ2也会随着增大,而锚杆轴向作用力的增加会进一步强化其煤岩体破裂控制能力。总之,锚杆预应力越大,其对于板裂煤体的控制能力越强。（8）基于现场测试、理论研究数值模拟研究成果,确定了综放沿空巷道支护及煤柱优化方案并在井下实施。30107沿空窄煤柱巷道支护总体思路为:降低顶板锚杆支护密度,增加两帮锚杆支护密度,提高锚杆预紧力,将玻璃钢锚杆配合塑料网片支护替换为高强螺纹钢锚杆+W短钢带+菱形金属网支护。在巷道断面扩大、基本顶厚度增加的情况下,将煤柱宽度增至10 m,并对应增加补强锚索。工业性试验结果表明:优化后的巷道两帮变形减少了90%以上,各区域支护体及煤柱承载平稳,巷道整体控制效果优良。