一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法.pdf

本发明公开了一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，包括步骤：一、巷道开挖；二、围岩基本力学参数确定；三、巷道支护方案确定，过程如下：巷道帮部失稳判断；巷道帮部处于稳定状态下冒落拱矢高确定；巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度、冒落拱矢高、巷帮极限平衡区宽度、巷道底板最大破坏深度及最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定；巷道支护单元结构确定；四、巷道围岩支护施工；五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工；六、多次重复步骤五，直至完成矩形巷道的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。本发明方法步骤简单、实现方便且使用效果好，能对矩形巷道顶板冒落和底臌问题进行有效防治，并能有效控制巷道围岩变形破坏。

1.  一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行矩形巷道(1)进行开挖及巷道围岩支护施工，矩形巷道(1)的横断面为矩形，多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同；对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时，包括以下步骤：
步骤一、巷道开挖：对当前所施工节段进行开挖；
步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录；
步骤三、巷道支护方案确定：所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道(1)内的多个巷道支护单元，多个所述巷道支护单元的结构均相同；
所述巷道支护单元为巷道支护单元一或巷道支护单元二；所述巷道支护单元一包括布设在矩形巷道(1)顶板上的顶板支护体系一；所述巷道支护单元二包括布设在矩形巷道(1)顶板上的顶板支护体系二、布设在矩形巷道(1)左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在矩形巷道(1)底板上的底板支护体系，所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系均布设在同一巷道断面上；对所述巷道支护方案进行确定时，需对所述顶板支护体系一或所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构分别进行确定，且确定过程如下：
步骤301、巷道帮部失稳判断：首先，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(1)，计算得出巷道帮部失稳时的临界高度h_cr；之后，对计算得出的巷道帮部失稳时的临界高度h_cr与矩形巷道(1)的开挖高度h₀进行比较：当h₀≤h_cr时，矩形巷 道(1)的巷道帮部处于稳定状态，之后进入步骤302；反之，矩形巷道(1)的巷道帮部处于不稳定状态，之后进入步骤303；
式(1)中，c₁和分别为矩形巷道(1)的巷道两帮岩体剪切滑动面上的粘结力和摩擦角，c₁的单位为N，γ₁为矩形巷道(1)的巷道两帮岩体的平均容重且其单位为N/m³，γ₂为矩形巷道(1)的上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，H为矩形巷道(1)的埋深且其单位为m，H₀的单位为m；
步骤302、巷道帮部处于稳定状态下冒落拱矢高确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(2)，计算得出巷道帮部处于稳定状态时所形成自然冒落拱(5-1)的矢高h₁，式(2)中B为矩形巷道(1)的宽度且其单位为m，f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数；
步骤303、巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度、冒落拱矢高、巷帮极限平衡区宽度、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定：
对巷道帮部滑动岩体的宽度及冒落拱矢高进行确定时，先结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(3)，计算得出巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度b₀，式(3)中为矩形巷道(1)的巷道两帮岩体剪切滑动面上的摩擦角；结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(4)，计算得出巷道帮部发生有拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱一(5-2)的矢高h₂；根据公式(5)，计算得出巷道帮部发生无拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱二(5-3)的矢高h₃；所述极限冒落拱一(5-2)和极限冒落拱二(5-3)均为处于极限平衡状态时的冒落拱；
对巷帮极限平衡区宽度进行确定时，根据公式-b·k1γH2x0{x0[e-λx02λ(sinλx0-cosλx0)+12λ]-x02λe-λx0·(sinλx0-cosλx0)-12λ2sinλx0·e-λx0}-b·γH4λ[12λ-]]>e-λh2λ(cosλh-sinλh)]-b·(k1-1)γH2·e-λh2λ(sinλh-cosλh+12λ)+b·(k1-1)γH4λ·e-λh(sinλh-cosλh+12λ2·]]>sinλh·e-λh)-b·h·τ=0]]>(6)，计算得出巷帮极限平衡区宽度x₀且其单位为m；式(6)中，H为当前所施工节段的埋深且其单位为m，k₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h＝h₀±Δh，h₀为矩形巷道(1)的净高且其单位为m，Δh＝0.2m～0.3m，λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体，b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m；
巷帮极限平衡区宽度x₀确定后，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，根据公式(7)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max且其单位为m；同时，根据公式(8)，计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m；式(7)和(8)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度；
步骤304、巷道支护单元结构确定：
当巷道帮部处于稳定状态时，根据步骤301中所确定的自然冒落拱(5-1)的矢高h₁，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行确定；
当巷道帮部处于不稳定状态时，根据步骤302中所确定的巷道帮部滑动岩体的宽度b₀和巷帮极限平衡区宽度x₀，对当前所施工节段的所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行确定；并且，根据所确定的极限冒落拱一(5-2)的矢高h₂和极限冒落拱二(5-3)的矢高h₃，对当前所施工节段的所述顶板支护体系二所采用的支护结构进行确定；同时，根据步骤303中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l，确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构；
步骤四、巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的巷道支护方案，对当前所施工节段进行支护施工；
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工：重复步骤一至步骤四，对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工；
步骤六、多次重复步骤五，直至完成矩形巷道(1)的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。

2.  按照权利要求1所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时，当巷道帮部处于稳定状态时，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行施工；当巷道帮部处于不稳定状态时，先对所述顶板支护体系二和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。

3.  按照权利要求1或2所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：步骤304中当巷道帮部处于稳定状态时，所述顶板支护体系一所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构；
当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构，所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。

4.  按照权利要求3所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：当巷道帮部处于稳定状态时，所述顶板支护体系一包括多个由左至右布设在矩形巷道(1)的巷道顶板上的锚杆三(6)，多个所述锚杆三(6)的长度均等于L₂＝l₁+h₁+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₁为步骤302中所确定的自然冒落拱(5-1)的矢高，l₂＝0.3m～0.5m；
当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构包括对矩形巷道(1)的巷道顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层支护结构和对矩形巷道(1)的巷道顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构；所述巷道顶板浅层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道(1)的巷 道顶板上的锚杆二(3)，多个所述锚杆二(3)的长度均等于L₃＝l₁+h₂+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₂为步骤303中所确定的极限冒落拱一(5-2)的矢高，l₂＝0.3m～0.5m；所述巷道顶板深层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道(1)的巷道顶板上的锚索(4)，多个所述锚索(4)的长度均不小于L₄，其中L₄＝l₁+h₃+l₂，h₃为步骤303中所确定的极限冒落拱二(5-3)的矢高。

5.  按照权利要求3所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道(1)左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道(1)巷道帮部上的锚杆一(2)；所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道(1)巷道帮部上的锚杆一(2)；
对所述巷道帮部支护体系采用的巷道支护结构进行确定时，先判断煤帮极限平衡区宽度x₀是否大于预先设定的限值X，X＝5m～6m；当x₀大于X时，所述锚杆一(2)的长度按照步骤303中所确定的巷道帮部滑动岩体宽度b₀进行确定；否则，锚杆一(2)的长度按照步骤303中所确定的煤帮极限平衡区宽度x₀进行确定。

6.  按照权利要求5所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：当x₀大于X时，所述锚杆一(2)的长度L₁＝l₁+b₀+l₂；当x₀不大于X时，所述锚杆一(2)的长度L₁＝l₁+x₀+l₂，其中l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m。

7.  按照权利要求3所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：步骤304中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定：当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之 间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l；当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二，两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l，两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l；所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于h_max。

8.  按照权利要求7所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道(1)底板左右两端的帮角锚杆(7)；所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l₁+K·h_max+l₂，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度；两个所述帮角锚杆(7)的长度均等于l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m；K为安全系数且K＝1～1.5。

9.  按照权利要求1或2所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。

10.  按照权利要求1或2所述的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：步骤一中巷道开挖完成后，从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段；步骤二中进行围岩基本力学参数确定时，从所述试验段取岩样进行室内试验，且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数；步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时，b为所述试验段的纵向长度且b＝1m；步骤三中前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为0.8m～1.2m。

一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法
技术领域
本发明属于巷道支护技术领域，具体涉及一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法。 
背景技术
普氏冒落拱基本理论的基本假设为：①岩体中存在很多节理、裂隙及各种软弱夹层，岩体被上述非连续夹层切割成几何尺寸相对很小的岩块，其间还存在黏结力，因此巷道围岩可以视为一种有一定黏结力，但抗拉、抗弯及抗剪能力都很弱的松散体；②巷道开挖后，如不及时进行支护，巷道顶部岩体将冒落成一个拱：当巷道两帮稳定时，则初期冒落拱随塌落的发展而不断增高；若两帮不稳定，则拱跨和拱高会同时增大；当巷道埋深H大于5倍拱跨时，冒落拱不会无限发展，最终将在围岩中形成一个自然平衡拱；③拱脚处的摩擦抵抗着拱脚的移动并维护拱的稳定；④在拱脚处的水平推力小于拱脚处岩体的最大摩擦力，多余的摩擦力保证拱的稳定性，避免偶然移动而破坏，并且用这个储备为最大的条件来决定冒落拱的矢高。 
实践表明，普氏冒落拱基本理论在一定程度上反映了客观地压规律，但其尚存在以下不足：第一、缺乏对巷道帮部失稳条件的研究：研究表明，巷道帮部的稳定性与岩体自身的强度、巷道埋深及巷道高度等因素密切相关：当巷帮岩性及巷道埋深一定时，巷道高度越大，其稳定性越差；反之亦然；因此，对于某一确定的巷帮而言，应存在一个使巷帮失稳的临界高度；第二、缺乏对巷帮不同情况剪切滑动的研究：当矩形巷道两帮不稳定时，巷帮将发生单斜面剪切破坏，表现为巷帮岩体沿单个软弱面发生滑动。视拉裂面的存在与否，巷帮单斜面剪切滑动又分为有拉裂面滑动和无拉裂 面滑动。现有的普氏冒落拱理论仅对无拉裂面滑动时的情况进行了讨论。事实上，多数情况下，作为常见的沉积岩，巷帮岩体多发育有垂直或接近垂直的裂隙面。这些裂隙面在巷帮上方支承压力及其自重的综合作用下将不断扩展延伸，从而导致剪切滑动面上部往往与裂隙面衔接，并不直接穿出上部顶部与巷帮的界面，最终形成拉裂面滑动。因而，应用普氏冒落拱基本理论计算冒落拱高度并确定围岩压力时往往存在偏差，这直接影响巷道支护参数确定的准确性。 
另外，随着开采规模和开采深度的不断加大，矿山回采巷道由于围岩条件、应力状况最为复杂，加上较软弱的底板岩层及工作面超前支承压力的影响，底臌现象十分普遍，对底臌的有效控制成为亟待解决的技术难题。为此，大量的专家学者和现场工程技术人员对巷道底臌灾害进行了深入研究。康红普经过分析认为底臌的原因在于失稳的底板岩层向巷道内压曲、偏应力作用下的扩容、岩石自身的遇水膨胀等；姜耀东根据巷道所处的地质条件、底板围岩性质和应力状态的差异、底板岩层臌入巷道的方式将底臌分为挤压流动性底臌、挠曲褶皱性底臌、遇水膨胀性底臌及剪切错动性底臌；贺永年等通过对茂名矿区软岩巷道变形的实测和研究认为底臌变形全过程是由两帮岩柱传递顶板压力开始，两帮围岩在挤压底板的同时一起下沉，底板在严重挤压变形的情况下发生断裂，然后底板隆起；侯朝炯等通过对回采巷道底板的受力变形分析，认为回采巷道底板位移分为两个阶段；潘一山等借助有限单元法和相似材料模拟实验研究了巷道底臌的时间效应及软岩遇水膨胀引起的底臌；王卫军等基于现场试验和理论分析，提出回采巷道底臌的主要影响因素是工作面超前支承压力，在提高巷道围岩整体稳定性的同时，加固帮、角可较好地控制回采巷道的底臌。这些研究成果对底臌灾害的有效控制发挥了积极的指导作用，但由于煤矿巷道应力状况和围岩性质的复杂性，现如今回采巷道底臌灾害的发生机理至今尚没有统一的认识，进而导致现场底臌控制措施的确定大多采用工程类比法和施工人员的经验法，具有相当大的盲目性和对经验的依赖性，底臌治理效 果并不理想。工程实际中，巷道开挖后，对底板而言，两帮岩体起着传递应力的作用，底臌的发生及发展与两帮支承压力的分布是密切相关的。 
根据巷道底鼓形成的力学作用机理，巷道底鼓主要分为以下5种类型，第一、挤压流动性底鼓：该类型巷道底鼓主要发生在巷道底板为软弱破碎岩体的岩层内，在垂直地应力作用下，以巷道底板为沿空自由面，底板软弱破碎岩体受水平应力挤压流动到巷道内，形成巷道底鼓，其力学模型详见图6。当巷道整体处于软弱破碎为岩体时，由于开采造成应力重新分布和构造应力的不断释放，使破碎底板岩体变形逐渐增大，产生挤压流变底鼓随时间不断发展的时间效应。第二、挤压挠曲型底鼓：该类型底鼓发生在层状岩体，并且对于中硬岩体的巷道工程也会造成底鼓的出现。由于水平压力作用，层状岩体产生挠曲变形，沿巷道底板临空方向凸起，造成巷道底鼓。研究表明，岩层分层越薄，巷道跨度越大，岩体越软弱，底鼓也越严重。第三、剪切型底鼓：巷道破碎围岩体作用于巷道底板，使底板岩体受到剪切作用，底板软弱岩体沿剪切弱面形成滑移体，剪切滑移岩块在外力作用下发生剪切错动，并向巷道内凸出。第四、膨胀型底鼓。岩石是一种多组分材料，在不同环境条件下表现出不同的物理力学性质，岩石浸水后，不仅岩石强度弱化，对于含有蒙托石、泥质岩等的岩层，会发生岩体膨胀，出现岩体扩容现象。同时岩体膨胀产生膨胀应力，加剧岩体变形造成巷道底鼓。第五、复合型底鼓。对于处在复杂条件下的巷道工程，巷道围岩受多因素的影响和制约，如水平构造应力、剪切应力、膨胀应力等，形成多因素共同作用的复合型巷道底鼓。 
其中，挤压流动性底臌是一种最为常见的巷道底臌类型，其发生及发展过程与巷道两帮岩体及底板岩体的受力密切相关。当回采巷道开挖后，围岩应力发生重新分布，煤帮在支承压力的作用下形成极限平衡区和弹性区。其中，巷帮极限平衡区宽度对于煤帮及底板支护参数的确定至关重要。其中，极限平衡区范围内的岩体一方面自身产生塑性变形甚至破碎；另一方面，变形后的岩体将顶板的支承压力传递给巷道底板，导致底板岩体产 生剪切流动，最终形成挤压流动性底臌，底板隆起后又进一步加剧了顶板的下沉和两帮的变形，巷道断面出现“颈缩”现象，从而严重影响巷道的正常使用。但迄今为止，关于巷帮极限平衡区宽度的研究并不多见，并且在对极限平衡区岩体进行受力分析时，仅考虑了其上部支承压力的作用，忽略了弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体变形的影响，而工程实际中，极限平衡区的形成既是其上方支承压力作用的结果，与此同时，弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体的变形破坏也是有贡献的。综上，因而实际使用过程中，由于现有的理论依据与发生挤压流动性底臌时回采巷道底板的实际变形破坏过程不尽相符，相关设计参数的选取不合适，加之底板施工困难，因而回采巷道底臌控制效果并不理想，返修工作量大，维护费用高，严重制约了煤矿的正常生产。 
综上，现如今缺少一种方法步骤简单、实现方便且使用效果好的矩形巷道围岩变形破坏控制方法，能对矩形巷道顶板冒落和底臌问题进行有效防治，并能有效控制巷道围岩变形破坏，避免了矩形巷道的返修工作，且施工成本低。 
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足，提供一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其方法步骤简单、实现方便且使用效果好，能对矩形巷道顶板冒落和底臌问题进行有效防治，并能有效控制巷道围岩变形破坏，避免了矩形巷道的返修工作，且施工成本低。 
为解决上述技术问题，本发明采用的技术方案是：一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征在于：沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行矩形巷道进行开挖及巷道围岩支护施工，矩形巷道的横断面为矩形，多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同；对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时，包括以下步骤： 
步骤一、巷道开挖：对当前所施工节段进行开挖； 
步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录； 
步骤三、巷道支护方案确定：所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道内的多个巷道支护单元，多个所述巷道支护单元的结构均相同； 
所述巷道支护单元为巷道支护单元一或巷道支护单元二；所述巷道支护单元一包括布设在矩形巷道顶板上的顶板支护体系一；所述巷道支护单元二包括布设在矩形巷道顶板上的顶板支护体系二、布设在矩形巷道左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在矩形巷道底板上的底板支护体系，所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系均布设在同一巷道断面上；对所述巷道支护方案进行确定时，需对所述顶板支护体系一或所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构分别进行确定，且确定过程如下： 
步骤301、巷道帮部失稳判断：首先，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(1)，计算得出巷道帮部失稳时的临界高度h_cr；之后，对计算得出的巷道帮部失稳时的临界高度h_cr与矩形巷道的开挖高度h₀进行比较：当h₀≤h_cr时，矩形巷道的巷道帮部处于稳定状态，之后进入步骤302；反之，矩形巷道的巷道帮部处于不稳定状态，之后进入步骤303； 
式(1)中，c₁和分别为矩形巷道的巷道两帮岩体剪切滑动面上的粘结力和摩擦角，c₁的单位为N，γ₁为矩形巷道的巷道两帮岩体的平均容重且其单位为N/m³，γ₂为矩形巷道的上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，H为矩形巷道的埋深且其单位为m，H₀的单位为m； 
步骤302、巷道帮部处于稳定状态下冒落拱矢高确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(2)，计算得出巷道帮部 处于稳定状态时所形成自然冒落拱的矢高h₁，式(2)中B为矩形巷道的宽度且其单位为m，f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数； 
步骤303、巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度、冒落拱矢高、巷帮极限平衡区宽度、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定： 
对巷道帮部滑动岩体的宽度及冒落拱矢高进行确定时，先结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式 (3)，计算得出巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度b₀，式(3)中为矩形巷道的巷道两帮岩体剪切滑动面上的摩擦角；结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(4)，计算得出巷道帮部发生有拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱一的矢高h₂；根据公式(5)，计算得出巷道帮部发生无拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱二的矢高h₃；所述极限冒落拱一和极限冒落拱二均为处于极限平衡状态时的冒落拱； 
对巷帮极限平衡区宽度进行确定时，根据公式 -b·k1γH2x0{x0[e-λx02λ(sinλx0-cosλx0)+12λ]-x02λe-λx0·(sinλx0-cosλx0)-12λ2sinλx0·e-λx0}-b·γH4λ[12λ-]]>e-λh2λ(cosλh-sinλh)]-b·(k1-1)γH2·e-λh2λ(sinλh-cosλh+12λ)+b·(k1-1)γH4λ·e-λh(sinλh-cosλh+12λ2·]]>sinλh·e-λh)-b·h·τ=0]]>(6)，计算得出巷帮极限平衡区宽度x₀且其单位为m；式(6)中，H为当前所施工节段的埋深且其单位为m，k₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h＝h₀±Δh，h₀为矩形巷道的净高且其单位为m，Δh＝0.2m～0.3m，λ为当前所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体，b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m； 
巷帮极限平衡区宽度x₀确定后，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，根据公式(7)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max且其单位为m；同时，根据公式 (8)，计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m；式(7)和(8)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度； 
步骤304、巷道支护单元结构确定： 
当巷道帮部处于稳定状态时，根据步骤301中所确定的自然冒落拱的矢高h₁，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行确定； 
当巷道帮部处于不稳定状态时，根据步骤302中所确定的巷道帮部滑动岩体的宽度b₀和巷帮极限平衡区宽度x₀，对当前所施工节段的所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行确定；并且，根据所确定的极限冒落拱一的矢高h₂和极限冒落拱二的矢高h₃，对当前所施工节段的所述顶板支护体系二所采用的支护结构进行确定；同时，根据步骤303中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁的水平距离l，确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构； 
步骤四、巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的巷道支护方案，对当前所施工节段进行支护施工； 
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工：重复步骤一至步骤四，对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工； 
步骤六、多次重复步骤五，直至完成矩形巷道的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时，当巷道帮部处于稳定状态时，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行施工；当巷道帮部处于不稳定状态时，先对所述顶板支护体系二和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施 工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：步骤304中当巷道帮部处于稳定状态时，所述顶板支护体系一所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构； 
当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构，所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：当巷道帮部处于稳定状态时，所述顶板支护体系一包括多个由左至右布设在矩形巷道的巷道顶板上的锚杆三，多个所述锚杆三的长度均等于L₂＝l₁+h₁+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₁为步骤302中所确定的自然冒落拱的矢高，l₂＝0.3m～0.5m； 
当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构包括对矩形巷道的巷道顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层支护结构和对矩形巷道的巷道顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构；所述巷道顶板浅层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道的巷道顶板上的锚杆二，多个所述锚杆二的长度均等于L₃＝l₁+h₂+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₂为步骤303中所确定的极限冒落拱一的矢高，l₂＝0.3m～0.5m；所述巷道顶板深层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道的巷道顶板上的锚索，多个所述锚索的长度均不小于L₄，其中L₄＝l₁+h₃+l₂，h₃为步骤303中所确定的极限冒落拱二的矢高。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同；所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道巷道帮部上的锚杆一；所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道巷道帮部上的锚杆一； 
对所述巷道帮部支护体系采用的巷道支护结构进行确定时，先判断煤帮极限平衡区宽度x₀是否大于预先设定的限值X，X＝5m～6m；当x₀大于X 时，所述锚杆一的长度按照步骤303中所确定的巷道帮部滑动岩体宽度b₀进行确定；否则，锚杆一的长度按照步骤303中所确定的煤帮极限平衡区宽度x₀进行确定。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：当x₀大于X时，所述锚杆一的长度L₁＝l₁+b₀+l₂；当x₀不大于X时，所述锚杆一的长度L₁＝l₁+x₀+l₂，其中l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：步骤304中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定：当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l；当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二，两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l，两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l；所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于h_max。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道底板左右两端的帮角锚杆；所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l₁+K·h_max+l₂，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度；两个所述帮角锚杆的长度均等于l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m；K为安全系数且K＝1～1.5。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。 
上述一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，其特征是：步骤一中巷道开挖完成后，从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段；步骤二中进行围岩基本力学参数确定时，从所述试验段取岩样进行室内试验，且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数；步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时，b为所述试验段的纵向长度且b＝1m；步骤三中前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为0.8m～1.2m。 
本发明与现有技术相比具有以下优点： 
1、施工方法步骤简单、实现方便且投入成本低。 
2、设计合理且实现方便，通过合理设计顶板支护体系、巷道帮部支护体系和底板支护体系所采用的支护结构，对回采巷道进行有效的加固，能有效解决复杂条件下矩形回采巷道的顶板冒落及挤压流动性底臌问题。 
3、顶板支护体系所采用的支护结构设计合理且实现方便，能对矩形巷道进行有效加固，并能有效解决因应用普氏冒落拱基本理论计算冒落拱高度并确定围岩压力时存在偏差使巷道支护参数准确性低的问题，首先对巷道帮部失稳进行判断，并根据巷道帮部失稳判断结果，选取对应的巷道支护方案；并且，确定巷道支护方案时，考虑巷帮单斜面剪切滑动，因而能有效确保巷道支护的有效性和稳定性。也就是说，根据根据巷道帮部失稳判断结果，所采用的巷道支护方案有所区别，在满足支护稳定、可靠且安全的前提下，达到节约成本的目的。 
其中，当巷道帮部处于稳定状态下，巷道顶板采用锚杆支护结构，且无需对巷道帮部进行支护；当巷道帮部处于不稳定状态下，巷道顶板采用锚杆与锚索联合支护结构，并根据巷道帮部处于不稳定状态下巷道冒落拱矢高对巷道顶板支护结构进行确定，具有经济、投入施工成本较低、安全可靠等优点，因而能为矿山正常生产提供有力保障。 
4、巷道帮部支护体系所采用的支护结构设计合理且实现方便，巷道帮部处于不稳定状态时，根据巷道帮部滑动岩体的宽度或巷帮极限平衡区宽度确定巷道帮部支护体系所采用的支护结构，具体而言：先判断煤帮极限平衡区宽度是否大于预先设定的限值X，X＝5m～6m；当x₀大于X时，巷道帮部支护体系所采用锚杆的长度按照巷道帮部滑动岩体宽度进行确定；否则，巷道帮部支护体系所采用锚杆的长度按照煤帮极限平衡区宽度进行确定，这样在满足支护稳定、可靠且安全的前提下，达到节约成本的目的。 
5、底板支护体系所采用的支护结构设计合理且实现方便，根据巷道底板最大破坏深度和巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定，并辅以顶板支护体系和巷道帮部支护体系的加固作用来控制回采巷道底臌，为矿山正常生产提供有力保障。 
6、由于多数情况下，巷道底臌的发生与两帮岩体的挤压流动有关，本发明专利申请对支承压力下巷道煤帮的荷载分布规律及其极限平衡区宽度进行研究，进而确定挤压流动条件下巷道底板的破坏深度，并提出相应的底板支护方案及其参数。并且，本发明专利申请所采用的技术方案中运行弹性基础梁理论，在综合考虑极限平衡区和弹性区上方支承压力对极限平衡区内岩体变形破坏影响的基础上，对两帮极限平衡区岩体和底板岩体的变形过程进行全面系统的分析，并求得巷帮极限平衡区宽度，进而确定巷道底板岩体在煤帮挤压下产生塑性流动时的最大剪切破坏深度及其与相应煤帮的距离，在此基础上设计两帮及底板的锚杆(索)支护参数，从根本上防治巷道底臌，并且由于巷道顶底板及两帮的变形相互影响，相互制约，本发明所采用的支护方案合理设计巷道顶底板及两帮的锚杆(索)支护参数，使巷道底板的变形控制在规范允许的范围内，避免底板过度变形破坏后形成底臌灾害，为煤矿的高效高产提供有力的技术保障。 
7、使用效果好，能对矩形巷道顶板冒落和底臌问题进行有效防治，并能有效控制巷道围岩变形破坏，对矩形回采巷道进行有效加固。 
综上所述，本发明方法步骤简单、实现方便且使用效果好，能对矩形 巷道顶板冒落和底臌问题进行有效防治，并能有效控制巷道围岩变形破坏，避免了矩形巷道的返修工作，且施工成本低。 
下面通过附图和实施例，对本发明的技术方案做进一步的详细描述。 
附图说明
图1为本发明所建立巷道两帮岩体界面应力计算模型的结构示意图。 
图2为本发明所建立巷道底板破坏深度计算模型的结构示意图。 
图3为本发明的方法流程框图。 
图4为本发明所建立巷帮单斜面剪切破坏时的巷帮力学计算模型的结构示意图。 
图5为本发明所建立巷道底板塑性破坏模型的结构示意图。 
图6为巷道底板出现挤压流动性底鼓时的力学模型示意图。 
图7为本发明巷道帮部处于稳定状态下所采用围岩支护方案的结构示意图。 
图8为本发明巷道帮部处于不稳定状态下所采用围岩支护方案的结构示意图。 
附图标记说明: 
1—矩形巷道；        2—锚杆一；        3—锚杆二； 
4—锚索；            5-1—自然冒落拱；  5-2—极限冒落拱一； 
5-3—极限冒落拱二；  6—锚杆三；        7—帮角锚杆； 
8—竖向底板锚杆。 
具体实施方式
如图3所示的一种矩形巷道围岩变形破坏控制方法，沿巷道纵向延伸方向由前至后分多个节段对需进行矩形巷道1进行开挖及巷道围岩支护施工，矩形巷道1的横断面为矩形，多个所述节段的开挖及巷道围岩支护施工方法均相同；对于任一节段进行开挖及巷道围岩支护施工时，包括以下 步骤： 
步骤一、巷道开挖：对当前所施工节段进行开挖。 
本实施例中，所述矩形巷道1为澄合矿区王村矿井13503工作面掘进运输顺槽，该巷道的横断面为4200mm×2800mm的矩形断面，平均埋深为465m，全长1850m，其顶板为含一层煤线及若干软弱岩层的复合型顶板，其老顶为K₄中细粒砂岩，平均厚度4.85m，垂直裂隙发育；直接顶为粉砂质泥岩，薄层状；伪顶为炭质泥岩，显黑色，较松软。巷道直接底为砂质泥岩，较松软，遇水膨胀；老底为石英砂岩，致密坚硬。巷道上覆K₄、K中砂岩裂隙水、孔隙水及其他工作面采空区积水。在13503工作面运输顺槽600m～625m作为试验段，巷道开挖后，两帮岩体强度较低，在支承压力下变形后产生帮鼓，底板则在两帮压力下产生挤压流动而形成严重底臌。 
步骤二、围岩基本力学参数确定：通过对现场所取岩样进行室内试验，对步骤一中开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数进行测试，并对测试结果进行同步记录。 
鉴于回采巷道(即矩形巷道1)围岩的非均质、非连续及各向异性等特性，其力学参数必须在试验的基础上来确定，以确保数据准确可靠，减小计算误差。 
步骤三、巷道支护方案确定：所采用的巷道支护方案为沿巷道延伸方向由前至后布设在矩形巷道1内的多个巷道支护单元，多个所述巷道支护单元的结构均相同。 
所述巷道支护单元为巷道支护单元一或巷道支护单元二；所述巷道支护单元一包括布设在矩形巷道1顶板上的顶板支护体系一；所述巷道支护单元二包括布设在矩形巷道1顶板上的顶板支护体系二、布设在矩形巷道1左右两侧巷道帮上的巷道帮部支护体系和布设在矩形巷道1底板上的底板支护体系，所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系均布设在同一巷道断面上；对所述巷道支护方案进行确定时，需对 所述顶板支护体系一或所述顶板支护体系二、所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系的支护结构分别进行确定，且确定过程如下： 
步骤301、巷道帮部失稳判断：首先，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(1)，计算得出巷道帮部失稳时的临界高度h_cr；之后，对计算得出的巷道帮部失稳时的临界高度h_cr与矩形巷道1的开挖高度h₀进行比较：当h₀≤h_cr时，矩形巷道1的巷道帮部处于稳定状态，之后进入步骤302；反之，矩形巷道1的巷道帮部处于不稳定状态，之后进入步骤303。 
式(1)中，c₁和分别为矩形巷道1的巷道两帮岩体剪切滑动面上的粘结力和摩擦角，c₁的单位为N，γ₁为矩形巷道1的巷道两帮岩体的平均容重且其单位为N/m³，γ₂为矩形巷道1的上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，H为矩形巷道1的埋深且其单位为m，H₀的单位为m。 
如图4所示，由于巷道两帮的稳定性随其高度的增加而不断降低，因而存在一个巷道帮部失稳时的临界高度h_cr，并且该临界高度h_cr取决于巷道两帮岩体的粘结力c₁和摩擦角巷道两帮岩体的平均容重γ₁、上覆岩层的平均容重γ和巷道埋深H。实际进行巷道开挖时，当开挖高度h₀小于其临界高度h_cr时，巷帮处于稳定状态，此时顶板冒落后形成自然冒落拱5-1；当开挖高度h₀超过临界高度h_cr时，巷帮在上部支承压力及其自重的作用下发生剪切滑动，其剪切滑动面为ΔABC的斜边BC所在的平面，即出现巷帮单斜面剪切破坏，进而导致顶板失稳后形成极限冒落拱。图4中，q为矩形巷道1的顶板压力，w为ΔABC所处区域的岩体自重，矩形巷道1的内部高度h₀(即矩形巷道1的开挖高度)，α为线段BC与水平面之间的夹角。本实施例中，α＝45°。 
步骤302、巷道帮部处于稳定状态下冒落拱矢高确定：结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(2)，计算得出巷道帮部处于稳定状态时所形成自然冒落拱5-1的矢高h₁，式(2)中B为矩形 巷道1的宽度且其单位为m，f为当前所施工节段顶板岩层的坚固性系数。 
步骤303、巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度、冒落拱矢高、巷帮极限平衡区宽度、巷道底板最大破坏深度及巷道底板最大破坏深度处至相邻巷道帮壁的水平距离确定： 
对巷道帮部滑动岩体的宽度及冒落拱矢高进行确定时，先结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式 (3)，计算得出巷道帮部处于不稳定状态下巷道帮部滑动岩体的宽度b₀，式(3)中为矩形巷道1的巷道两帮岩体剪切滑动面上的摩擦角；结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，且根据公式(4)，计算得出巷道帮部发生有拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱一5-2的矢高h₂；根据公式 (5)，计算得出巷道帮部发生无拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时所形成极限冒落拱二5-3的矢高h₃；所述极限冒落拱一5-2和极限冒落拱二5-3均为处于极限平衡状态时的冒落拱。也就是说，所述极限冒落拱一5-2和极限冒落拱二5-3均为平衡拱。由于围岩在冒落时其顶部的冒落范围是有限的，冒落拱是指未冒落的顶板上部岩石形成的一个平衡拱。 
对巷帮极限平衡区宽度进行确定时，根据公式 -b·k1γH2x0{x0[e-λx02λ(sinλx0-cosλx0)+12λ]-x02λe-λx0·(sinλx0-cosλx0)-12λ2sinλx0·e-λx0}-b·γH4λ[12λ-]]>e-λh2λ(cosλh-sinλh)]-b·(k1-1)γH2·e-λh2λ(sinλh-cosλh+12λ)+b·(k1-1)γH4λ·e-λh(sinλh-cosλh+12λ2·]]>sinλh·e-λh)-b·h·τ=0]]>(6)，计算得出巷帮极限平衡区宽度x₀且其单位为m；式(6)中，H为当前所施工节段的埋深且其单位为m，k₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重且其单位为N/m³，h为当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度且h＝h₀±Δh，h₀为矩形巷道的净高且其单位为m，Δh＝0.2m～0.3m，λ为当前 所施工节段中弹性地基梁的弹性特征值，所述弹性地基梁为当前所施工节段的两帮岩体，b为所述弹性地基梁的纵向长度且其单位为m。 
巷帮极限平衡区宽度x₀确定后，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数，根据公式(7)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度h_max且其单位为m；同时，根据公式 (8)，计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离l且其单位为m；式(7)和(8)中，为当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角且其单位为度。 
实际施工时，结合图4，待巷道开挖后，围岩应力发生重新分布，巷帮一定范围内形成支承压力，而巷帮在支承压力及其自重的综合作用下产生近似于直立的拉裂缝时，即巷道帮部发生有拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时，该拉裂缝至巷帮的距离为b，并且该拉裂缝深入至单斜面剪切滑动面且其深度为z。巷道帮部发生有拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏时，顶板失稳后形成极限冒落拱一5-2。 
另外，当不存在拉裂缝时，巷道帮部发生无拉裂面滑动的巷帮单斜面剪切破坏，即巷道帮部发生三角形单斜面剪切破坏时，顶板失稳后形成极限冒落拱二5-3。 
步骤304、巷道支护单元结构确定： 
当巷道帮部处于稳定状态时，根据步骤301中所确定的自然冒落拱5-1的矢高h₁，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行确定。 
当巷道帮部处于不稳定状态时，根据步骤302中所确定的巷道帮部滑动岩体的宽度b₀和巷帮极限平衡区宽度x₀，对当前所施工节段的所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行确定；并且，根据所确定的极限冒落拱一5-2的矢高h₂和极限冒落拱二5-3的矢高h₃，对当前所施工节段的所述顶板支护体系二所采用的支护结构进行确定；同时，根据步骤303中所确定的巷道底板最大破坏深度h_max和巷道底板最大破坏深度处至巷道帮壁 的水平距离l，确定当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构。 
步骤四、巷道围岩支护施工：根据步骤三中所确定的巷道支护方案，对当前所施工节段进行支护施工。 
步骤五、下一节段开挖及巷道围岩支护施工：重复步骤一至步骤四，对下一节段进行开挖及巷道围岩支护施工。 
步骤六、多次重复步骤五，直至完成矩形巷道1的全部开挖及巷道围岩支护施工过程。 
本实施例中，步骤二中需确定的围岩基本力学参数至少应包括矩形巷道1的巷道两帮岩体剪切滑动面上的粘结力c₁和摩擦角矩形巷道1的内部高度h(或矩形巷道1的开挖高度H₀)、当前所施工节段的巷道两帮岩体的平均容重γ₁、当前所施工节段上覆岩层的平均容重γ、矩形巷道1顶板岩层的坚固性系数f、矩形巷道1的宽度B、当前所施工节段的埋深H、当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数k₁、当前所施工节段两帮岩体的反力系数k₂、当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量E和惯性矩I、当前所施工节段两帮弹塑性界面上岩体抗剪强度τ、当前所施工节段两帮岩体弹性区的宽度h、矩形巷道1的内部高度h₀、当前所施工节段两帮岩体的弹性特征值λ以及当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角
本实施例中，步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时，其中k₂为当前所施工节段两帮岩体的反力系数，E和I分别为当前所施工节段两帮岩体的综合弹性模量和惯性矩，E的单位为Pa，I的单位为m⁴。τ为当前所施工节段两帮弹塑性界面上岩体抗剪强度。 
其中，σ为当前所施工节段巷帮上方的垂直支承压力的峰值且σ＝k₁γH，c和分别为当前所施工节段弹塑性界面上岩体的粘结力和内摩擦角，k₁为当前所施工节段两帮岩体弹塑性界面上的应力集中系数，γ为当前所施工节段上覆岩层的平均容重。也就是说，本实施例中，将当前所施工节段两帮岩体作为弹性地基梁进行分析。 
本实施例中，如图7所示，步骤304中当巷道帮部处于稳定状态时，所述顶板支护体系一所采用的支护结构为预应力锚杆支护结构。 
步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时，当巷道帮部处于稳定状态时，对所述顶板支护体系一所采用的支护结构进行施工。 
本实施例中，所述顶板支护体系一包括多个由左至右布设在矩形巷道1的巷道顶板上的锚杆三6，多个所述锚杆三6的长度均等于L₂＝l₁+h₁+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₁为步骤302中所确定的自然冒落拱5-1的矢高，l₂＝0.3m～0.5m。 
多个所述锚杆三6的数量大于3个，多个所述锚杆三6中位于最左侧的锚杆三6为顶板左侧锚杆三，多个所述锚杆三6中位于最右侧的锚杆三6为顶板右侧锚杆三，且多个所述锚杆三6中位于所述顶板左侧锚杆三与所述顶板右侧锚杆三之间的锚杆三6为顶板中部锚杆三，所述顶板中部锚杆三呈竖直向布设，所述顶板左侧锚杆三由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为15°～30°，所述顶板右侧锚杆三由内至外逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为15°～30°。多个所述锚杆三6中左右相邻两个所述锚杆三6内端部之间的间距为0.8m～1m。 
本实施例中，所述锚杆三6的数量为4个。实际施工时，可以根据具体需要，对锚杆三6的数量、所述顶板左侧锚杆三与竖直方向的夹角以及所述顶板右侧锚杆三与竖直方向的夹角进行相应调整。 
如图8所示，当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构为锚索与锚杆联合支护结构，所述巷道帮部支护体系和所述底板支护体系所采用的支护结构均为预应力锚杆支护结构。并且步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时，先对所述顶板支护体系二和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。 
本实施例中，对巷帮极限平衡区宽度x₀进行计算时，所确定的围岩基本力学参数详见表1： 
表1 围岩基本力学参数表 

本实施例中，将利用matlab软件且根据式(1)，计算得出巷帮极限平衡区宽度x₀＝5.92m。 
本实施例中，所述巷道支护单元为全断面支护结构，所述全断面支护结构还包括支顶在矩形巷道1的巷道开挖界面上且对矩形巷道1进行全断面支护的可缩性钢拱架。 
本实施例中，前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距为0.8m～1.2m，实际施工过程中，可根据具体实际需要，对前后相邻两个所述巷道支护单元之间的间距进行相应调整。 
本实施例中，步骤四中对当前所施工节段进行支护施工时，先对所述顶板支护体系和巷道帮部支护体系所采用的支护结构进行施工，之后再对所述底板支护体系所采用的支护结构进行施工。因而，对巷道底板进行支护加固之前，要先对矩形巷道1的顶板与两帮进行支护，充分发挥顶、帮围岩的承载作用，减小底板压力，以防止由于两帮围岩过度下沉，导致底板破裂而形成严重底臌。 
如图8所示，本实施例中，当巷道帮部处于不稳定状态时，所述顶板支护体系二所采用的支护结构包括对矩形巷道1的巷道顶板进行浅层支护的巷道顶板浅层支护结构和对矩形巷道1的巷道顶板进行深层支护的巷道顶板深层支护结构。所述巷道顶板浅层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道1的巷道顶板上的锚杆二3，多个所述锚杆二3的长度均等于L₃＝l₁+h₂+l₂，l₁＝0.1m～0.2m，h₂为步骤303中所确定的极限冒落拱一5-2的矢高，l₂＝0.3m～0.5m；所述巷道顶板深层支护结构包括多个由左至右布设在矩形巷道1的巷道顶板上的锚索4，多个所述锚索4的长度均不小于L₄，其中L₄＝l₁+h₃+l₂，h₃为步骤303中所确定的极限冒落拱二5-3的矢高。 
本实施例中，多个所述锚索4的长度均为L₄。 
实际施工时，多个所述锚索4中位于最左侧的锚索4为顶板左侧锚索，多个所述锚索4中位于最右侧的锚索4为顶板右侧锚索，且多个所述锚索4中位于所述顶板左侧锚索与所述顶板右侧锚索之间的锚索4为顶板中部锚索，所述顶板中部锚索呈竖直向布设，所述顶板左侧锚索由内至外逐渐向左倾斜且其与竖直方向的夹角为20°～45°，所述顶板右侧锚索由内至外逐渐向右倾斜且其与竖直方向的夹角为20°～45°。 
本实施例中，多个所述锚索4的数量为两个，即所述顶板支护体系二所采用的支护结构中仅包括一个顶板左侧锚索和一个顶板右侧锚索。 
实际施工时，多个所述锚索4的数量也可以为三个。 
实际施工过程中，巷道顶板锚杆的作用机理包括悬吊、组合梁及挤密加固三种作用，并且这三种作用并非孤立存在的，而是相互补充的相互作用，只不过在不同地质条件下某种作用机理占主导作用而已。目前，人们常按照悬吊作用来设计锚杆的长度，而事实上当锚杆的挤密加固占主导作用时，锚杆只需锚入顶板松动岩层一定长度即可在预应力的作用下形成锥形的连续压缩带，此时不仅能保持其自身的稳定，而且能够承受地压，阻止上部围岩的变形和松动。此时，若按照悬吊作用来设计锚杆的长度会导致人力、物力及财力的巨大浪费。 
本实施例中，所述顶板支护体系一中锚杆三6的作用机理为悬吊。所述顶板支护体系二中锚索4的作用机理为悬吊，锚杆二3的作用机理为挤密加固。 
本实施例中，所述巷道帮部支护体系所采用的支护结构包括两个分别对称布设在矩形巷道1左右两侧巷道帮上的帮部支护结构，两个所述帮部支护结构的结构相同。所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道1巷道帮部上的锚杆一2。所述帮部支护结构包括多个由上至下布设在矩形巷道1巷道帮部上的锚杆一2。 
对所述巷道帮部支护体系采用的巷道支护结构进行确定时，先判断煤 帮极限平衡区宽度x₀是否大于预先设定的限值X，X＝5m～6m；当x₀大于X时，所述锚杆一2的长度按照步骤303中所确定的巷道帮部滑动岩体宽度b₀进行确定；否则，锚杆一2的长度按照步骤303中所确定的煤帮极限平衡区宽度x₀进行确定。本实施例中，当x₀大于X时，所述锚杆一2的长度L₁＝l₁+b₀+l₂；当x₀不大于X时，所述锚杆一2的长度L₁＝l₁+x₀+l₂，其中l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m。 
本实施例中，X＝6m，巷帮极限平衡区宽度x₀＝5.92m，x₀小于X，因而锚杆一2的长度按照步骤303中所确定的煤帮极限平衡区宽度x₀进行确定，并且所述锚杆一2的长度L₁＝l₁+x₀+l₂。 
实际施工时，所述锚杆一2的数量为一个或多个；且当锚杆一2的数量为一个时，该锚杆一2布设在所述需防治回采巷道的巷道帮中部且其呈平行布设；当所述锚杆一2的数量为多个时，多个所述锚杆一2中位于最上部的锚杆一2为巷帮顶部锚杆，多个所述锚杆一2中位于最下部的锚杆一2为巷帮底部锚杆，且多个所述锚杆一2中位于所述巷帮顶部锚杆和所述巷帮底部锚杆之间的锚杆一2为巷帮中部锚杆。所述巷帮中部锚杆呈水平向布设，所述巷帮顶部锚杆呈水平向布设或者由内至外逐渐向上倾斜且其与水平方向的夹角为10°～15°，所述巷帮底部锚杆呈水平向布设或者由内至外逐渐向下倾斜且其与水平方向的夹角为10°～15°。多个所述锚杆一2中上下相邻两个所述锚杆一2内端部之间的间距为0.8m～1m。本实施例中，所述锚杆一2的数量为三个，并且三个所述锚杆一2均呈水平向布设。具体施工时，可以根据具体需要，对所述锚杆一2的数量进行相应调整。 
本实施例中，所述锚杆一2的长度L_帮杆＝l₁+x₀+l₂＝5.92++0.33+0.1＝6.26m。此处，取所述锚杆一2的长度为6.5m，两帮各三根Φ18×6500mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为800×1000mm，设计锚固长度取为1200mm，每根锚杆采用2节Z2360型中速树脂锚固剂。其中l₁＝0.1m，x₀为步骤301中所确定的巷帮极限平衡区宽度，l₂＝0.33m，即所述锚杆一2的有效长度为5.92m， 锚杆一2的外露长度为0.1m且其锚入稳定岩层内的长度为0.33m。 
实际对所述底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，由于所述需防治回采巷道的底板左右两侧会分别出现一个深度为h_max的巷道底板最大破坏深度处，因而实际对巷道底板进行支护时，主要是参照巷道底板最大破坏深度处的深度h_max以及巷道底板最大破坏深度处距离相邻巷道帮壁之间的水平距离l，对所述需防治回采巷道底板最大破坏深度处进行处理。因而，对所述底板支护体系所采用的预应力锚杆支护结构进行确定时，主要是根据所述需防治回采巷道底部左右两侧的巷道底板最大破坏深度处的深度h_max和巷道底板最大破坏深度处距离巷道帮壁之间的水平距离l，对底板支护所采用预应力锚杆的数量和锚杆长度进行确定。 
实际施工过程中，步骤304中对当前所施工节段的底板支护体系所采用的支护结构进行确定时，根据当前所施工节段的巷道宽度进行确定：当当前所施工节段的巷道宽度小于3m时，所述底板支护体系包括左右两根底板锚杆，两根所述底板锚杆均呈竖直向布设，两根所述底板锚杆分别为左侧底板锚杆一和右侧底板锚杆一，所述左侧底板锚杆一与当前所施工节段左侧巷帮之间的间距以及所述右侧底板锚杆一与当前所施工节段右侧巷帮之间的间距均为l；当当前所施工节段的巷道宽度不小于3m时，所述底板支护体系包括四根底板锚杆，四根所述底板锚杆均呈竖直向布设，四根所述底板锚杆包括两根左侧底板锚杆二和两根右侧底板锚杆二，两根所述左侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段左侧巷帮之间的水平距离为l，两根所述右侧底板锚杆二之间的中心位置与当前所施工节段右侧巷帮之间的水平距离为l。所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均不小于h_max。 
本实施例中，当前所施工节段的巷道宽度为4.2m，并且所述底板支护体系包括四根底板锚杆。 
本实施例中，结合步骤二中所确定的围岩基本力学参数和步骤301中 所确定的巷帮极限平衡区宽度x₀，且根据公式 (2)，计算得出当前所施工节段的巷道底板岩体最大破坏深度当前所施工节段巷道底板岩体的内摩擦角根据公式(3)，计算得出当前所施工节段底部左右两侧的巷道底板岩体最大破坏深度处距相邻巷道帮壁的水平距离
同时，所述底板支护体系所采用的支护结构还包括两个分别对称布设在矩形巷道1底板左右两端的帮角锚杆7，并且所述帮角锚杆7由外至内逐渐向下倾斜且其与水平方向之间的夹角为45°±10°。本实施例中，所述帮角锚杆7与水平方向之间的夹角为45°。 
所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二的长度均等于l₁+K·h_max+l₂，其中h_max为步骤302中所确定的巷道底板岩体最大破坏深度。两个所述帮角锚杆7的长度均等于l₁＝0.1m～0.2m，l₂＝0.3m～0.5m；K为安全系数且K＝1～1.5。 
本实施例中，K＝1.2。所述左侧底板锚杆一、所述右侧底板锚杆一、两根所述左侧底板锚杆二和两根所述右侧底板锚杆二均为竖向底板锚杆8，并且所述竖向底板锚杆8的有效长度为：l_底杆0＝K·h_max＝1.2×5.29＝6.35m。当锚杆外露长度l₁＝0.1m，锚入底板稳定岩层的长度l₂＝0.3m时，竖向底板锚杆8的长度为：l_竖底杆＝l₁+K·h_max+l₂＝0.1+6.35+0.3＝6.75m，具体采用四根Φ18×7000mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距为840×1000mm，设计锚固长度取为1200mm，每根锚杆采用2节Z2360型中速树脂锚固剂。 
所述帮角锚杆7的有效长度为： 当锚杆外露长度l₁＝0.1m，锚入底板稳定岩层的长度l₂＝0.3m时，帮角锚杆7的长度为： 
本实施例中，步骤一中巷道开挖完成后，从已开挖完成的当前所施工节段中选取一个节段作为试验段；步骤二中进行围岩基本力学参数确定时，从所述试验段取岩样进行室内试验，且所获得的试验结果为开挖后当前所施工节段的围岩基本力学参数；步骤301中进行巷帮极限平衡区宽度确定时，b为所述试验段的纵向长度且b＝1m。 
实际施工时，可以根据具体需要，对所述试验段的纵向长度b的大小进行调整。 
实际施工过程中，多个所述节段的纵向长度均为10m～50m。本实施例中，多个所述节段的纵向长度为30m左右。 
结合图1，步骤301中对巷帮极限平衡区宽度x₀进行确定之前，需先基于弹性地基梁理论建立当前所施工节段的巷道两帮岩体界面应力计算模型，且所建立的巷道两帮岩体界面应力计算模型为在无支护情况下的力学模型，所建立的力学模型中由矩形巷道1的帮壁向内依次形成破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区，其中破裂区和塑性区的岩体处于应力极限平衡状态，所述破裂区和塑性区组成极限平衡区。 
相应地，步骤302中对巷道底板最大破坏深度进行确定之前，还需先建立回采巷道底板破坏深度计算模型，详见图2。并且，建立巷道底板塑性破坏模型，详见图5。 
如图5所示，对所述需防治回采巷道的底板岩体变形破坏过程进行分析：所述矩形巷道1开挖后，围岩应力发生重分布并在顶板与帮部界面上形成支承压力区，两帮岩体形成宽度为x₀的极限平衡区，并且巷道两帮岩体在垂直应力作用下挤压底板，使得底板发生塑性破坏。并且，底板发生塑性破坏后，产生的塑性破坏带分为1区、2区和3区三种类型的破坏区，其中3区位于矩形巷道1正下方，1区位于极限平衡区正下方，2区位于1区和3区之间，其中巷道底板岩体最大破坏深度处位于2区内。结合图2， 
当顶帮围岩为较坚硬岩石而底板处于软弱岩层中时，巷道底板在高垂 直应力的强烈作用下发生隆起现象，上部软弱底板则被挤压流动，形成底臌。当支承压力达到或超过底板主动区岩体(1区，与极限平衡区对应)的极限强度时，该部分岩体在垂直方向上受压缩，岩体将变形破坏；同时，在水平方向上主动区岩体必然会膨胀，进而挤压过渡区岩体(2区)，并将应力传递到这一区；过渡区岩体继续挤压被动区(3区)。由于只有被动区具有向回采巷道空间内的自由临空面，从而过渡区及被动区的岩体在主动区高支承压力的作用下将向回采巷道空间内移动并逐渐形成一个连续的滑移面，最后被动区的回采巷道底板岩体向上隆起，此时巷道底板岩体最大塑性区破坏深度为h_max。 
以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。