煤矿巷道支护的根本目的是确保巷道围岩不发生过量位移,围岩-支护共同作用原理是进行巷道围岩控制的理论依据,目前在此领域已被公认的理论是巷道围岩在峰值强度之前其位移与支护力成反变关系的结论。岩石峰值强度之后的力学行为特征统称为峰后特性,许多巷道在其服务期间经历掘进、回采等多重生产工序的扰动,围岩经历弹塑性-破裂-破碎-松动等状态的变化,有些巷道围岩从掘进开始就已经处于峰后大变形状态。因此,巷道围岩的控制是一个复杂的过程,显然,支护力与位移成反变关系的结论已不能满足指导峰后大变形巷道围岩控制的需要。基于此,本文对包含峰后阶段巷道的围岩与支护相互作用全过程进行研究,综合运用现场试验、物理模拟、数值模拟和理论分析等方法,分析不同条件下巷道围岩随表面位移的增大围岩的应力、位移和结构特征,揭示了巷道围岩分别处于连续体介质以及非连续体介质(峰后破裂、破碎、松动状态)下围岩-支护平衡的特征与机理。提出了相应的稳定性控制原理,并应用于指导现场巷道支护。概括之,本文主要研究工作与获得的有益认识如下：1.根据岩石不同围压的三轴压缩试验结果,分析岩体峰后强度和变形特征以及其相关性,揭示了岩体峰后特性为：随围压增高具有由脆性向延性转换的特征；峰值抗压强度和峰后残余抗压强度与围压呈线性增函数关系；峰值抗压强度与残余抗压强度之差与围压呈线性关系。2.针对目前岩体弹塑性本构模型在模拟巷道围岩破裂、破碎、松动等方面与现场实际不一致的问题,从岩体宏观方向出发,依据岩体峰后特性提出了岩体进入峰后变形阶段其强度曲线在最大-最小主应力平面绕固定点旋转,与之对应的强度包络面在主应力空间收缩和膨胀的观点,建立了采用两组三轴压缩试验所得的9个相关物理量(E、v、σcp1、σcr1、σw1、σcp2、 σcr2、σw2、εr)描述岩体峰后特性的方法和公式。通过建立其与Mohr-Coulomb本构模型之间的关系,实现了宏观描述岩体峰后变形的破裂、破坏和碎裂流动,并据此建立了岩体峰后FRMF本构模型的理论基础,嵌入数值计算软件实现了在岩石工程分析中的应用。3.研制了物理相似模拟试验台专用的支护力和变形量可调的巷道支架,支架变形可调量为模型断面尺寸的50%,应力相似比为1：20条件下模拟巷道实际支护强度范围为0-30MPa,实现了限定巷道围岩变形条件下观测巷道支护强度的目的,为其它相似模拟试验提供了借鉴。4.通过研究采用胶结块体(石子、沙子、石膏)不同配比条件下试件的强度特征和容重特征,揭示了石子和沙子对材料容重的影响权重比为9：5,对强度的影响权重比为3：2,并得到了不同配比下相似材料的容重和强度,实现了仿真岩体内部不规则原始裂隙的目的,为同类条件相似模拟提供了参考。5.通过现场试验、物理相似模拟和数值模拟,研究巷道不同强度围岩随变形量增大维持巷道围岩稳定所需支护强度的变化特征,揭示了涵盖巷道围岩处于弹性、塑性、破裂、破碎、散体特征阶段的围岩-支护平衡规律及稳定性特征。研究表明主要表现为6类,分别为：线性减小型、负指数型、波动减小型、波动稳定型、波动增大型和近水平恒值型。6.通过分析经历不同变形阶段巷道围岩的应力、位移、裂隙和结构的演化特征,系统地研究了巷道围岩-支护作用的机理,得出了围岩支护力-位移特征曲线在峰后裂隙扩展阶段波动性减小；在结构破断阶段波动性增大；散体围岩支护力大且几乎保持不变等重要结论。7.在分析端锚锚杆锚固段黏锚力和轴力分布与自由端头位移关系的基础上,提出了锚杆锚固段黏锚力分布具有沿杆体轴向从锚固段与自由段界面向锚固端头减小的特征,端锚条件下最大有效锚固长度依赖于锚杆的刚度、锚固剂的粘结强度和锚固岩体的刚度,锚固段对锚固体应力影响呈现“拉力泡”形式,且拉力泡为以锚杆有效锚固段为长轴的椭球形。8.通过分析锚杆预紧力对巷道裂隙顶板的支护作用,提出了锚杆预紧力可以提高巷道顶板的抗压强度和抗剪强度,使裂隙围岩形成挤压加固承载结构,阻止围岩应力对顶板的破坏,削弱了围岩的破坏和岩层的离层。随着锚杆预紧力的增大巷道顶板裂隙带范围向上延伸、裂隙张开度减小,当预紧力足够大时裂隙带分布呈减小趋势。高预紧力可以使围岩破碎带成为似整体结构,具有较高的承载能力并改善围岩应力状态,提高围岩的力学性能。9.提出了大变形巷道顶板处于层状结构时控制巷道顶板稳定主要为防止层面间的剪切滑动,顶板处于似三铰拱结构时主要防止拱脚的滑落失稳,顶板处于破碎块体时主要通过预紧力使顶板破碎带形成承载结构,并建立了各自维持稳定应满足的最低支护强度计算公式。揭示了巷道帮部不同破坏形式和机理,推导出了破坏深度和支护强度的计算公式。所提原理和方法应用于现场实际巷道支护验证了其可行性。