巷道支护技术的合理应用,对充分发挥支护结构的作用和保证巷道围岩的稳定具有十分重要的意义。本文以庄子河15号煤坚硬顶板房柱式采空区内掘巷为研究对象,采用现场调研、打孔窥视、实验室力学实验、理论分析、数值模拟分析及现场工业试验,研究了大巷过坚硬顶板房柱式采空区的布置方式及支护方案,揭示了采空区内巷道掘进时围岩应力分布特征,阐明了大巷过坚硬顶板房柱式采空区的支护要点。通过现场工业试验,本文所提出的巷道支护方案在工程应用中取到了良好的效果,论文的主要工作结论如下:（1）对采空区围岩进行了现场调研、井下钻孔窥视和实验室力学参数测试。现场调研结果显示:采空区顶板基本完整,底板全部鼓起,鼓起量从0.3 m至接顶不等。多个顶板窥视孔窥视结果综合显示:顶板在1.5～1.9 m、5.2～5.5 m处有厚度分别为400 mm和300 mm的破碎带,6.5～7 m处有破碎加纵向裂隙,在3.1 m、3.5 m和4.4 m处有离层,4.7～5.2 m有离层加纵向裂隙。采空区围岩实验室力学参数测定结果显示:顶板灰岩的平均抗压强度为172.35 MPa,平均抗拉强度为3.21 MPa,平均弹性模量为54.47 GPa,属于坚硬顶板,底板泥岩的平均抗压强度为32.93 MPa,平均抗拉强度为1.79 MPa,平均弹性模量为6.69 GPa,属于不稳定底板。（2）基于关键层理论计算得出采空区顶板载荷为351.75 k Pa,并根据薄板理论计算得出采空区顶板的初次来压步距为50.65～81.70 m。理论计算得到极限空区范围下煤柱平均载荷为6.85 MPa,极限强度为18.82 MPa,稳定性安全系数为2.75,煤柱稳定性较好。通过数值模拟分析采空区失稳规律,结果显示:正边形房柱式空区边长在5～30 m时,顶板受剪切破坏,深度从1.5 m增大到3.2 m,空区边长到40 m时,顶板深部7 m处岩体开始受到剪切破坏,顶板局部表面出现了拉应力破坏,空区边长45 m时,空区顶板表面均受到不同程度的拉应力破坏,当空区边长达到50 m时,顶板拉应力破坏区域突增,延伸到深部岩体,顶板可能发生失稳,和理论计算的顶板初次垮落步距值相近。通过数值模拟分析了极限空区范围下,不同煤柱承载面积的稳定性,结果显示:正边形煤柱边长减小到5 m时,煤柱中心垂直应力为16.8 MPa,弹性区占比为25.5%,稳定性较差,正边形煤柱边长减小到4 m时,煤柱中心垂直应力为24.2 MPa,全部受到塑性破坏,煤柱失去承载能力。采空区围岩应力分布及塑性破坏形式的数值模拟结果显示:顶板最大悬空下沉量为6.70 mm,最大垂直应力为5.12 MPa,小于2倍原岩应力,顶板悬空处基本没有受到拉应力破坏,顶板稳定性较好,底板鼓起,垂直应力均小于原岩应力,最小为0.043 MPa,出现了岩石流变现象,底板弱化严重。巷道过极限跨度下煤柱的数值模拟结果显示:由于采空区围岩应力重新分布,采空区围岩处于稳定状态,巷道穿过煤柱过程中,对采空区顶板及剩余煤柱应力分布、塑性破坏类型及区域大小影响较小,采空区顶板、巷道围岩稳定性较好。（3）基于采空区顶板稳定性较好,底板鼓起岩性弱化的情况,结合顶板离层、破碎带分布和巷道围岩变形特征提出了回风大巷过坚硬顶板房柱式采空区的支护技术:顶板每排布置三根锚索、六根锚杆,锚索、锚杆尺寸分别为φ17.8×7500 mm和φ20×2200 mm,间排距分别为1700×2000 mm和1000×1000 mm,巷帮采用12号工字钢带帽穿靴,帽靴分别用两根锚杆固定的支护方案,固定帽靴锚杆尺寸分别为φ22×1200 mm和φ22×1800mm。经过工业试验验证,巷道围岩变形在20～25天左右稳定,巷帮和顶底板最大移近量分别为40.9 mm和32.1 mm,有效控制了大巷过坚硬顶板房柱式采空区围岩的稳定性,满足矿井生产要求,为类似生产地质条件下的巷道围岩控制提供参考。