本文结合实际工程地质条件及大量现场观测资料,确定了制约葫芦素矿煤巷掘进速度的关键因素,采用理论分析、数值模拟及工业性试验相结合的方法分析了巷帮劈理发育的机理,进而研究了顶板支护材料性能、初始预紧力和支护滞后时间对巷帮变形的影响,在此基础上提出了控制巷道劈裂片帮的方法,并成功进行了工业性试验。得出的主要结论如下:(1)影响葫芦素矿煤巷掘进速度的关键因素为:巷帮劈裂片帮严重导致巷帮中部一根锚杆施工时间为其余锚杆的4倍,严重制约了巷道的掘进速度。(2)巷帮煤岩体变形可分成4个阶段,分别为裂隙的形成、裂隙的扩展、裂隙的贯通、再稳定阶段,通过构建巷帮劈裂板结构力学模型,得到了巷道失稳片帮时板结构的临界载荷,巷帮板结构失稳临界载荷与板结构高度a及自身刚度D相关,板结构高度越高、刚度越低,越容易失稳。(3)顶板支护强度与片帮关系数值模拟表明:巷道两帮肩角部位受偏心压力作用,增加顶板支护材料性能和支护预紧力可以有效的增大顶板的弹性模量,进而减小顶板挠度,降低巷帮偏心加载的程度,降低巷帮支承压力的峰值,同时使应力峰值向煤壁深处转移,改善两帮应力环境。(4)支护时效性与片帮关系数值模拟表明:及时支护对围岩控制效果最好,滞后4h支护围岩控制效果变差,尤其是巷帮变形较大,滞后8h支护围岩控制效果最差,帮部变形尤其明显;滞后支护时间对巷道的顶板和底板影响程度大于两帮;掘巷初期,巷道塑性区增加速度较慢,支护滞后时间越长,巷道进入顶-帮变形的恶性循环越严重,巷道变形速度越快;随着滞后支护时间的增加,围岩水平应力和垂直应力峰值逐渐增大,且垂直应力峰值不断向围岩深部转移。(5)在葫芦素矿M工作面回风巷成功进行了工业性试验,现场监测表明采用改进后的支护方案巷道变形情况有了明显的改善,巷道平均片帮深度为97 mm,远远小于原始支护300-400 mm的片帮深度,顶板下沉量最大值仅为22 mm,小于原支护方案61 mm的下沉量,表明增加顶板支护强度、增大顶板预紧力可以有效地控制巷帮变形;由于地质条件变化,M工作面回风巷顶板割岩1m导致平均割煤时间接近原有割煤时间一倍,如果割煤时间按原时间计算,则换算后的掘进速度为640m/月,巷道掘进速度提升了30%,可以明确,采用新型支护方案,能显著提高煤巷的施工速度。