针对急倾斜巨厚煤层掘进巷道围岩变形与支护问题，以乌东煤矿+400水平B3巷道为研究背景，采用岩石力学实验、理论分析、数值模拟及现场监测等方法，深入研究了不同层理角度下煤样力学响应特征及破坏规律，揭示了急倾斜巨厚煤层掘进巷道围岩变形机理，提出了控变形抗冲击支护方案并进行工程实践。主要结论如下：
基于岩石力学实验，测试了不同层理角度煤样试件的物理力学性质，当层理与加载方向夹角减小时，试件的单轴抗压强度、弹性模量和泊松比均呈现非线性递减趋势。煤样试件产生的声发射信号特征减弱，累计能量、数量随层理与应力路径的夹角减小而减少。通过理论分析与构建数值模型，深入分析巷道开挖过程中围岩主应力大小以及方向变化的演化特征，当最大主应力与煤层赋存的层理分布夹角发生变化，巷道围岩产生不同程度的主应力集中区域，这导致巷道围岩层理面内部裂隙扩展贯通，巷道围岩破裂，强度降低，进而导致巷道发生变形。基于急倾斜巨厚煤层掘进巷道围岩变形机理，深入研究锚杆锚索轴向应力以及巷道围岩应力、位移、塑性区分布特征，厘清锚索与层理之间的作用机制，当顶板长锚索与煤层层理夹角在8°~28°之间时，具有较好的控变形效果。提出控变形抗冲击支护方案，通过理论公式校核B3掘进巷道支护方案的抗冲击能力，满足加强巷道围岩稳定性的目的。根据B3巷道控变形抗冲击支护方案的现场实施，采用十字交叉法对B3巷道围岩变形进行监测分析，并结合现场微震事件分析了在巷道控变形支护方案的抗冲击效果，证明了控变形抗冲击支护方案对急倾斜巨厚煤层B3掘进巷道围岩稳定性的加强。
本研究对急倾斜巨厚煤层掘进巷道支护研究提供了理论指导。

To address the problems of surrounding rock deformation and support in the drivage of steeply inclined thick coal seams, taking the B3 roadway at the +400 level of Wudong Coal Mine as the research background, this study adopts rock mechanics experiments, theoretical analysis, numerical simulation and field monitoring methods to systematically study the mechanical response characteristics and failure laws of coal samples under different bedding angles. The deformation mechanism of the surrounding rock in the drivage of steeply inclined thick coal seams is revealed, and a deformation - control and impact - resistant support scheme is proposed and implemented in engineering practice. The main conclusions are as follows:
Based on rock mechanics experiments, the physical and mechanical properties of coal sample specimens with different bedding angles are tested. When the angle between the bedding plane and the loading direction decreases, the uniaxial compressive strength, elastic modulus, and Poisson's ratio of the specimens all show a nonlinear decreasing trend. The acoustic emission signal characteristics of the coal samples weaken, and the cumulative energy and number of events decrease as the angle between the bedding plane and the stress path decreases. Through theoretical analysis and the construction of numerical models, the evolution characteristics of the magnitude and direction of the principal stress in the surrounding rock during the excavation of the roadway are analyzed in depth. When the maximum principal stress changes its angle with the bedding distribution of the coal seam, different degrees of principal stress concentration areas will be generated in the surrounding rock of the roadway. This leads to the expansion and penetration of cracks within the bedding planes of the surrounding rock, causing the rock to rupture, its strength to decrease, and ultimately the surrounding rock to deform. Based on the deformation mechanism of the surrounding rock in the drivage of steeply inclined and extremely thick coal seams, the axial stress of anchor rods and cables, as well as the stress, displacement, and plastic zone distribution characteristics of the surrounding rock in the roadway, were studied in depth. The interaction mechanism between the anchor cables and the bedding planes was clarified. It was found that when the angle between the long anchor cable at the roof and the coal seam bedding plane is between 8° and 28°, it exhibits better deformation control performance. The anti-impact ability of the B3 drivage roadway support scheme is verified through theoretical formulas, meeting the purpose of strengthening the stability of the surrounding rock in the roadway. According to the field implementation of the deformation-control and impact-resistant support scheme for the B3 roadway, the cross-cross method is used to monitor and analyze the deformation of the surrounding rock in the B3 roadway. Combined with the field microseismic events, the anti-impact effect of the roadway support scheme is analyzed, proving that the deformation-control and impact-resistant support scheme strengthens the stability of the surrounding rock in the B3 drivage roadway of the steeply inclined thick coal seam.
This study provides theoretical guidance for the research on support systems in the tunneling of steeply inclined and thick coal seam roadways.