深埋煤矿巷道围岩动力破坏特征及支护技术的研究对保证巷道稳定性、防治动力灾害具有重要的工程价值和意义。本文以某深埋动力灾害型矿井401105工作面为工程背景,采用室内试验、理论分析和数值模拟相结合的方法,设计工作面巷道的卸压支护方案,并通过预测预报系统进行监测预警和检验支护效果。主要结论:(1)通过室内试验获得了煤岩的基本物理力学参数;分析了深埋巷道围岩稳定性的影响因素和动静载叠加诱发围岩破坏的机理。(2)对原支护方案下围岩变形及动力事件进行分析,巷道顶板及两帮锚杆长度不及松动圈范围,导致巷道围岩支护体强度不足,变形较大,无法有效抵抗动力破坏时发生的瞬间变形。重新设计支护参数,提高支护强度,增长顶锚杆长度为2500mm、缩小顶锚索间排距为“4-5-4”式的1300mm×1800mm、帮部锚杆改为3500mm锚索。(3)依据数值模拟,在新支护条件下掘进、回采和动力扰动下巷道围岩变形均不大,但在巷道围岩处于高应力环境及回采超前压力的共同作用,应力集中区范围和峰值较大,围岩集聚的弹性应变能也较大,在动力扰动作用下极易发生动力灾害。据此提出了巷道围岩动力失稳的三维强度-能量理论,m值较大的区域分布主要有:掘进头前方、巷道两帮、底板煤岩体和回采期间超前影响范围内煤岩体(包括顶板、底板和两帮),需对这些区域煤岩体做进一步处理以防治动力灾害的发生。(4)动力失稳巷道围岩控制技术主要有:减小扰动强度、卸压技术、加强支护、改善支护条件、吸能支护技术、设置弱结构和让压锚杆(索)等。通过理论分析、计算及数值模拟确定巷道钻孔卸压的基础参数:卸压钻孔孔径为113mm,孔间距为1.4m,帮部卸压孔孔深为15m,底板卸压孔孔深为10m。(5)设计工作面巷道掘进和回采期间卸压支护方案,掘进阶段包括掘前大孔径钻孔卸压、掘前爆破卸压、帮部大孔径卸压、底板两角大孔径卸压和中间大孔径卸压;回采阶段卸压方案主要包括顶板预裂爆破卸压和煤层注水。自工作面掘巷至回采结束,无动力灾害发生,监测及预警结果正常,说明工作面巷道卸压支护方案设计合理可行。