我国煤炭资源丰富,经过逾百年开采,地球浅部资源濒临枯竭,煤矿开采逐渐向较深、深部发展。资料显示,在我国煤炭资源储量与产量中,赋存厚度大于3.5m的厚煤层占45%左右。厚煤层巷道通常沿煤层底板掘进保留顶煤,形成厚煤层沿底托顶煤巷道,即为本文的研究对象,简称“厚煤层沿底巷道”。厚煤层沿底巷道断面积大,顶板为煤岩复合结构,两帮同为软弱煤体,顶煤与两帮连为一体,围岩整体强度低、稳定性差,在掘进和回采过程中围岩变形大、断面“颈缩”,甚至区域冒顶、片帮事故仍时有发生,尤其在大埋深、高构造应力、煤体强度低且力学性质变化、地质环境恶劣等条件下更为显著,严重威胁矿井的安全生产和高产高效。针对深部厚煤层沿底巷道围岩控制难题,本文以营盘壕煤矿2201工作面运输巷为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟、相似模型试验及工程应用等方法对深部厚煤层沿底巷道围岩变形破坏特征、两帮和顶板的变形破坏机理进行深入研究,在此基础上提出了针对性较强的帮顶协同支护理论及技术,据此对运输巷原支护进行方案优化,提出了3种不同的优化方案,利用数值模拟方法比选出最优方案,并通过室内相似模型试验对深部厚煤层沿底巷道变形破坏机理及最优方案进行了二次验证,最后将此最优方案应用于工程实践。主要得到以下结论:（1）深部厚煤层沿底巷道变形破坏特征及影响因素（1）2201工作面运输巷为典型深部厚煤层沿底巷道,埋深达720m,运输巷沿煤层底板（留顶煤）掘进,形成了顶煤厚2.2m的厚煤层沿底托顶煤巷道;营盘壕煤矿为水平主控应力场,最大水平主应力走向总体近似于东西向,2201工作面运输巷即沿着东西方向布置,侧压系数λ平均为1.11;（2）运输巷围岩变形破坏特征主要表现为:两帮中上部片帮垮塌或临时自稳,中部块状剥落碎胀鼓起明显;顶板整体稳定,但仍然产生弯曲变形,顶煤出现离层,存在冒落隐患;支护结构部分失效或设计欠合理,需要二次补强或进行巷道返修;（3）初步确定影响深部厚煤层沿底巷道变形破坏的关键因素有:沿底巷道结构特殊,围岩整体强度低;巷帮煤体性质变化,煤壁产生不协调变形;顶板为煤岩复合顶板,顶煤发生弯曲离层;巷道断面大,围岩稳定性差;埋深大,地应力高,卸荷破坏特征明显;支护系统设计欠周详、合理,针对性差。（2）深部厚煤层沿底巷道两帮变形破坏机理（1）巷帮围岩变形破坏机制主要表现为煤帮浅部动态卸荷劈裂破坏、中深部（单侧无侧限）单轴压缩劈裂破坏（合称为“H”型破坏）及深部不完全共轭剪切破坏机制（“Y”型破坏）,此三种机制基于应力状态、发生时机、发生位置不同而共同存在于巷帮的变形破坏过程中,相互作用形成煤巷帮部“H+Y”型破坏机制,可以解释现场调研发现的煤巷变形破坏特征及现象;（2）针对巷帮浅及中深部“H”型破坏机制下的层裂结构和深部“Y”型破坏机制下的“楔形”塑性区分别引入层裂板模型、建立梁柱力学模型和剪切破坏滑移模型,能够反映巷帮围岩的稳定性,给出了巷帮综合破坏深度计算方法和锚杆长度设计公式,综合破坏深度等于拉伸（劈裂）破坏深度与剪切（压剪）破坏深度之和;（3）不同竖向载荷和巷高条件下的帮部水平位移场、塑性区模拟结果表明,两帮移近量随竖向载荷增加近似呈指数增长,而受巷高变化的影响相对较小;巷道浅部围岩发生拉伸破坏,形成近似弧形破裂区,呈层裂式片状、板状或块状结构,表现为“H”型劈裂破坏机制,随着竖向载荷和巷帮高度的增加,拉伸破坏区逐渐发展至围岩中深部;深部围岩发生剪切破坏,外轮廓仍表现出明显的主剪切破坏面即“Y”型破坏机制,形成“楔形”或“倒梯形”滑动体,与前文理论分析结果基本吻合。（3）深部厚煤层沿底巷道顶板变形破坏机理（1）顶板变形破坏机制主要表现为动态卸荷变形机制、复合顶板离层机制、破断三铰拱平衡机制、潜在冒落拱破坏机制,此四种机制基于应力状态、发生时机先后而共存于顶板的变形破坏过程中,不仅能够解释现场调研发现的煤巷变形破坏特征及现象,而且对顶板支护系统的设计具有重要的指导意义;（2）对厚煤层沿底巷道顶煤力学状态进行简化,分别抽象为普通简支梁、纵横弯曲梁、Timoshenko梁和轴向加载Timoshenko梁4种力学模型,利用材料力学推导分别得出其最大挠度计算公式,与数值模拟结果比较表明,Timoshenko梁和轴向受载Timoshenko梁计算结果与模拟结果距离接近甚至重合,尤其是轴向受载Timoshenko梁模型,而简支梁和纵横弯曲梁模型结果与模拟结果相差较大;（3）基于普氏自然平衡拱理论,建立两帮稳定时厚煤层沿底巷道顶板分层冒落拱模型,通过数学运算得到分层冒落拱高度,即为沿底巷道顶板的松动范围,将其推广到n层,得到两帮稳定时一般层状顶板分层冒落拱模型及拱高算法,为厚煤层沿底巷道及一般层状顶板支护参数的设计提供理论依据,并在山西潞安王庄矿7105工作面运输巷成功应用;（4）不同巷道跨度和水平应力条件下的顶板塑性区模拟结果表明,随着巷道宽度的增加,顶板塑性区重复经历尖顶、平顶的延伸和扩展过程（尖顶代表塑性区纵向延伸,平顶代表塑性区横向扩展）,逐渐向上层发展、分层破坏,与前文顶板分层冒落模型分析结果一致;侧压系数1.1为破坏从顶煤向直接顶延伸的临界值,亦是2201工作面运输巷所处应力环境的侧压系数测定值,说明运输巷顶板的破坏深度即为顶煤的厚度,巷道维护的关键在于控制顶煤;此外,水平应力在一定范围内增大有利于顶板浅部围岩稳定,侧压系数1.2为满足顶板零拉应力的临界点。（4）提出了厚煤层沿底巷道帮顶协同支护理论与技术（1）介绍了厚煤层沿底巷道帮顶协同支护理论提出的理论背景,煤巷强帮、强顶支护理论适用条件不够明确,锚杆锚索协同支护理论有待进一步发展,整环支护理论适用性、针对性尚需完善和优化。在此基础上,针对厚煤层沿底巷道围岩变形破坏特征提出了帮顶协同支护理论;（2）阐明了帮顶协同支护理论内涵,即通过引入强度应力比S这一煤巷帮顶强弱（稳定性）判据,将强帮支护和强顶支护统一了起来;将锚杆锚索协同支护进一步拓展并整合,实现锚杆锚索除预应力外支护时机、位置安排及连接方式等更广泛意义上的协同支护;优化了整环支护理论;（3）结合前文厚煤层沿底巷道围岩变形破坏机理研究结果,从两帮、顶板支护、钢带的作用及楔形锚固体的形成等方面揭示了厚煤层沿底巷道帮顶协同支护原理,基于帮顶协同支护理论,开发了帮顶协同支护技术。具体技术内容有:A.基础支护参数计算;B.煤巷帮顶强弱（稳定性）判别;C.锚杆锚索协同支护设计;D.帮顶协同、局部调整。此四步内容即为帮顶协同支护技术的核心,是实现厚煤层沿底巷道帮顶协同支护的关键;（4）基于提出的厚煤层沿底巷道帮顶协同支护理论与技术,对营盘壕煤矿2201工作面运输巷进行支护方案优化,提出了3种优化方案,并通过数值模拟方法对原支护及优化方案的位移场、应力场和塑性区3个方面进行对比分析,最终确定优化方案一为最优方案。（5）深部厚煤层沿底巷道帮顶协同支护模型试验（1）设计了试验实现过程,包括模型制作、分步开挖、支护构件布设和加载及监测工作,其中分步开挖和支护构件布设是试验过程中的难题和关键环节,分步开挖通过搭建分步格箱和前置有机玻璃板预先开孔的方法实现,而锚杆、锚索等支护构件布设则通过定位板定位和支护构件预埋的方法实现,加载方式采用分级加载,第1组模型采用“先加载后开挖再超载”的方式进行试验,宜使用加载路径1;第2、3组模型采用“先开挖后支护再加载”的方式进行试验,宜使用加载路径2;（2）根据加载状态将第1组无支护巷道开挖卸荷试验分为3个阶段,即预加载阶段、开挖卸荷（稳压）阶段和超载破坏阶段;预加载阶段巷道断面轮廓完整,没有肉眼可见的损伤或破裂,除顶板微量下沉外,围岩保持完整基本无损伤,可为巷道开挖卸荷做好准备;开挖卸荷阶段围岩变形破坏形态与现场调研巷道破坏现象及特征较为吻合,围岩应力场、位移场演化规律与厚煤层沿底巷道围岩变形破坏机理研究结果相一致;（3）从破坏特征、应力场和位移场角度,对比分析原支护和优化方案下巷道的变形破坏情况和支护效果,帮顶协同支护方案不仅能强化薄弱部位,增强薄弱围岩的承载能力,同时能调动强势部位围岩的自身承载能力、充分发挥自身稳定性,并与锚杆锚索协同支护相互耦合,提高厚煤层沿底巷道两帮和顶板围岩的整体稳定性和完整性;帮顶协同支护能够改善围岩受力状态,减弱帮部应力集中,实现帮部围岩相对均匀承载,顶板径向应力增大,承载能力得到提升,且这两者相互作用、相互促进,促使围岩受力更加合理,消除有害应力;帮顶协同支护方案能够有效地控制围岩变形,相比原支护,巷帮最大水平位移减小了66.7%,顶板最大竖向位移减小了75%,围岩控制效果得到显著提升。（6）工程应用监测结果表明,2201工作面运输巷支护优化后,顶底板移近量为75mm,两帮收敛量为160mm,均在允许变形值范围内,顶板离层得到很好的控制,锚杆锚索尚有很大的承载空间,围岩控制效果较好,从而验证了深部厚煤层沿底巷道帮顶协同支护理论与技术的科学性和合理性。