煤炭是我国的基础能源,但煤炭资源赋存条件差,90%以上的煤炭产量来自于地下开采。随着开采深度的加大和赋存条件的恶化,煤炭开采的力学环境、煤岩体的组织结构、基本力学行为和破坏特征及工程响应等变得复杂,由此引发的煤矿安全事故严重制约了煤炭的高效安全开采。目前,在国内以围岩力学性质测定为基础,矿压监测资料为辅助的采区巷道优化设计体系也日益受到重视。采区矿压显现规律的观测不仅保证工作面安全生产,而且能够验证工作面支架选型,并优化上下顺槽的巷道支护技术。因此,开展大采高工作面煤炭安全高效开采关键技术的研究,以及矿井首采工作面的巷道围岩物理力学测试和采场巷道矿压监测工作,对于提高巷道支护设计的合理性,确保巷道安全,降低支护成本,实现高产高效具有重要意义。同时,对于保证我国煤炭工业的持续、安全发展,保障能源的安全供给具有重要工程指导价值。黄岩汇煤矿以往工作面巷道支护设计依靠经验进行,当出现较大矿压显现时,采用加强支护形式,这种方法在浅部、简单煤层开采中还可以适用,但随着采高增加、开采速度加快、逐渐向深部开采的趋势下,仅仅靠经验来支护就不能满足安全生产要求。为此,急需采用先进的支护理念来科学的维护巷道围岩的稳定性;首先要进行地应力测试,以掌握采区附近构造应力的大小和方向;同时要对巷道围岩进行物理力学性质测定,只有熟悉围岩的力学属性,才能针对性地提出科学合理的支护方案;同时,及时有效的矿压监测可以掌握采区和工作面巷道来压规律,同时也可以有效的检验巷道支护体系的有效性。本文针对上述问题,以15107孤岛工作面为研究对象,采用现场调研、实验室力学实验、松动圈测量、计算机数值计算、现场监测等方法,全面掌握了巷道围岩的物理力学参数、巷道松动圈范围等基础数据,提出合理有效的支护设计方案,取得了以下主要成果:(1)采用单轴抗压强度试验、岩石劈裂试验和三轴压缩试验,得到了煤岩的单轴抗压强度、抗拉强度及煤岩的内聚力和内摩擦角,15号煤单轴抗压强度13.8MPa,弹性模量2914.8MPa,泊松比0.332,抗拉强度0.86MPa,内聚力2.06MPa,内摩擦角42.96°;底板泥岩抗压强度70.71MPa,弹性模量21586.9MPa,泊松比0.287,抗拉强度5.3MPa,内聚力17.5MPa,内摩擦角56.25°。(2)通过现场监测得出,工作面回采巷道变形破坏特征体现在四个方面:巷道全断面收缩、巷道底鼓严重、顶板离层量大和支护构件破坏严重。从围岩强度、围岩应力和支护方式三个方面分析了巷道失稳的原因,提出巷道围岩强度较低以及开采扰动大、应力环境复杂和巷道帮部支护强度偏低是引起巷道变形的主要原因。(3)通过工作面回采巷道松动圈测试发现轨道顺槽顶板发育3个破碎带,第一破碎带宽0.1m左右,紧邻巷道顶板;第二破碎带宽0.1m~0.15m,集中在巷道上方1m左右的位置;第三破碎带宽0.15m~0.2m左右,集中在巷道上方2m左右的位置,顶锚杆长2m,外露100~150mm,此处紧邻顶板锚固区。此外,随着工作面的不断推进,顶板裂隙不断扩展,距离工作面5m处顶板2m范围内新增5条较为明显的破碎带,宽度在0.05m左右;距离工作面5~15m范围内顶板上方3~5m发育2条宽约0.05m的破碎带,5m以上岩石较为完整。(4)在不受采动影响时巷道顶板发育2个破碎带,第一破碎带宽0.1m左右,紧邻巷道顶板;第二破碎带宽0.1m~0.15m,集中在巷道上方2m左右的位置,巷道煤柱帮侧距巷道表面0~0.25m裂隙较为发育,锚固区外较为完整。因此,根据岩石力学性能测试结果和巷道松动圈观测结果可知,巷道支护设计优化如下:锚杆长度由2.0m增大到2.5m,直径由20mm增大到22mm。将原来锚杆的木托盘取消,将120×120×8mm弧形钢板托盘优化为150×150×10mm碟形钢托盘。帮部配合规格2000×88mm的钢筋梯梁,由φ14的Q235圆钢制作而成,有利于锚杆载荷向围岩的扩散和提高增荷速度。帮部煤体较为破碎采用中空注浆锚索,在施加高预紧力的同时,可以实现对巷道表层破碎煤体的加固,浆液采用水泥浆,注浆压力1~2MPa。(5)在15111工作面顺槽进行了工业性试验,监测结果表明,顶板最大下沉量为80mm,顶板最小下沉量为41mm,顶板下沉速率最大为3.33 mm/d;小煤柱帮最大变形量为240 mm,小煤柱帮最小变形量为50 mm,小煤柱帮移近速率最大为8.33 mm/d;实体煤帮最大变形量为130 mm,小煤柱帮最小变形量为10 mm,小煤柱帮移近速率最大为6.8 mm/d;说明巷道两帮围岩变形以小煤柱帮为主,小煤柱帮变形量占两帮变形量的57.1%~83.3%,但巷道小煤柱帮整体变形并不大,表明确定的护巷煤柱宽度是合理的。