随着浅部煤炭资源的逐渐枯竭,一大部分矿井都将转入或即将转入深部开采,开采向深部发展成为煤炭开采的必然趋势。煤矿进入深部开采阶段,受到深部特殊地质力学环境的影响,围岩的力学性质发生了很大变化,表现为特有的不利于巷道稳定的力学特征,给巷道围岩控制带来很大的困难。目前,在深部高应力巷道锚杆支护参数设计方面还缺乏足够的科学依据,存在一定的盲目性,造成支护强度和成本的不合理,因而还应开展大量的工程实验及理论研究工作。本论文以国家自然科学基金项目“深井巷道围岩弱化规律及高强锚固群围岩控制机理研究”为依托,并紧密结合现场工程实际,对深部高应力巷道围岩大变形破坏特征进行了大量的现场调查研究,认为该类巷道主要表现为围岩变形量大,变形速度快,变形具有显著的塑性,变形持续时间长,两帮内挤严重,出现支护体部分或完全失效而破坏,并产生较大的底鼓变形和破坏。采用弹塑性力学、工程力学、岩石力学等理论对巷道开挖后的围岩稳定性力学状态进行了分析,建立了力学计算模型,推导出了深部巷道围岩塑性区半径的计算公式,对锚杆长度的选择提供了依据。运用数值分析方法,并基于正交试验方法,结合平煤十矿戊9、10-20160工作面风巷实际情况进行了锚固支护参数的正交数值试验,确定了13因素3水平共27种不同的计算模型,分别进行了数值模拟,对模拟结果进行了多指标的极差分析,得到了巷道的最优支护方案为:①顶板支护参数:锚杆长度2.6m,锚杆直径22mm,锚杆间排距0.75m×0.8m,锚杆预紧力60KN,锚索长度7.3m,锚索直径17.8mm,锚索间排距2×3m,锚索预紧力150KN;②两帮锚杆支护参数:锚杆长度2.4m,锚杆直径22mm,锚杆间排距0.8m×0.8m,顶角锚杆与顶板夹角25°,帮角锚杆与底板夹角25°。运用MATLAB软件分别进行各矩阵的计算得到两帮移近量、顶板下沉量、顶底板移近量的回归方程式及对应的回归系数,通过回归方程式对巷道两帮移近量、顶板下沉量以及顶底板移近量进行近似的定量预测。运用数值模拟方法对让压管不同的让压点进行模拟分析,得到高强预应力让压锚杆最佳让压点为150 KN。运用数值模拟分析深部高应力巷道采用最优支护方案后,围岩变形破坏特征、应力分布规律、位移分布规律等,在巷道掘进过程中,围岩垂直应力峰值变化不明显,大致在28MPa上下波动。在掘进面前方产生应力集中,应力峰值约为28.7 MPa。开挖期间围岩垂直位移变化明显,随着开挖的进行,顶底板位移量逐渐增大,在25m处顶底板位移量接近128mm,围岩顶底板位移量增加约80mm。将经过分析得到的最优支护方案应用到平煤十矿戊9、10-20160工作面风巷,对巷道掘进期间的表面位移和锚杆受力进行监测和分析,得到围岩的顶板下沉量、顶底板移近量和两帮移近量在前期变化程度剧烈,然后逐渐趋于稳定,最终值都在允许的变化范围内,顶板锚杆、上帮锚杆、下帮锚杆受力都是呈缓慢增长趋势,最后分别趋于稳定值,通过顶板和两帮锚杆受力监测图可以看出,顶板锚杆受力超过让压管的让压起始载荷,让压管开始屈服让压,锚杆杆体仍处于弹性变形阶段,有效的阻止了锚杆的拉断。现场应用表明,锚杆支护参数设计合理有效,支护方案的优化决策结果合理,该支护方案完全可以保证巷道在服务期内的生产要求。