论文针对晋华宫矿多煤层开采特征,通过现场地质资料调研、煤岩样实验室实验、理论分析以及数值模拟等研究手段,对多煤层采动影响煤巷围岩变形机制进行研究,提出了相应桁架锚索控制新技术。主要得出以下结论：(1)11#煤5709巷围岩处于多煤层采动影响环境,主要受到上部7-4#煤8709工作面、相邻11#煤8707工作面以及本工作面的采动影响,出现围岩变形、支护系统损坏等强烈矿压显现。通过煤岩样实验室实验测得5709巷围岩力学参数：单轴抗压强度、劈裂拉伸强度、内摩擦角等。(2)计算得上煤层工作面底板最大破坏深度hmax=1.57γ23H2L/(4R2rmc),以及最大屈服破坏深度与采空区端部的水平距离Lp=0.42γ23H2L/(4R2rmc)。将晋华宫矿7-4#煤各项参数代入得：hmax=0.55m,Lp=0.15m.基于此可知7-4#煤开采未对11#煤顶板关键层造成破坏,故能够形成稳定的承载结构。(3)建立了5709巷顶板关键层超静定悬臂岩梁力学模型,并将煤柱视为介于牛顿流体和纯弹性体之间的中间材料,对关键层超静定岩梁产生约束,其本构关系可以认为满足σ(t)-dβε(t)/dtβ。(4)对5709巷煤柱侧端头弧形三角块B进行了力学分析,并计算出其结构参数：走向长度Lz、倾向宽度Li、断裂位置xo,以及关键力学参数：采空区垮落矸石的支撑力FG、煤柱对关键块B的支撑力FM、关键块A、B间的垂直作用力FAB、关键块A、C对弧形三角块B的水平作用力TAB、TCB。(5)弧形三角块B的回转运动会对巷道直接顶产生一个倾斜作用力σB,该作用力将会加剧5709巷直接顶的变形破坏。基于此对5709巷直接顶简支梁进行力学分析,并求解出其弯矩方程。得最大弯矩值约位于x=2.5m位置,该位置浅部直接顶最易被拉断而发生破坏,是巷道控制的重点区域。其中,弯矩方程为：(6)梯形载荷下偏应力分布形态及其影响深度①在距离煤柱底板0-7m较近区域内,偏应力不变量呈明显的非对称(倒)“马鞍形”分布,8709工作面侧偏应力不变量值明显大于8707工作面侧；在距离煤柱底板7-10m范围内,其不对称程度逐渐减弱,在距煤柱底板12m深度之下,偏应力值趋于对称的中间高两端低的(倒)“钟”形分布。②在煤柱底板深度方向上,偏应力不变量均呈现由0迅速增加,再逐渐降低的变化趋势,且在不同的坐标位置变化的幅度亦不同：在煤柱下方附近区域(-5<x<25),不变量值近似“正指数”形式上升到最大值,然后以“负指数”形式下降到零值左右,整体趋于“悬崖”状态；在采空区下方(x>25或x<-25),不变量极大值与极小值数值相差不大,偏应力不变量上升和下降的趋势不十分明显,整体趋于“平原”状态。③不同深度出现的偏应力峰值区域也不同：在0-8m内,同一水平深度偏应力不变量峰值出现在煤柱右侧边缘,同时随着深度的增加,峰值逐渐增加,峰值点有向煤柱中心线偏移的趋势；9-20m内,偏应力不变量峰值点十分明显地向煤柱中心转移,峰值点基本处于煤柱中心线上；深度大于21m后,峰值点完全处于煤柱中心线上。综合偏应力第二、第三不变量的分布趋势,理论计算梯形载荷下煤柱最大影响深度为50m。(7)7-4#煤煤柱下数值模拟的偏应力分布形态及其影响深度①在距离7-4#煤煤柱底板0-7m较近区域内,偏应力不变量呈明显的非对称(倒)“山峰”形分布；在深度8-20m范围内,偏应力不变量分布关于煤柱中心线呈两侧高中部低的非对称(倒)“马鞍”形分布；21-35m内随着深度增加,其不对称程度逐渐减弱；在距煤柱底板40m深度之下,偏应力不变量值总体偏小②在底板岩层不同深度的同一水平方向上,偏应力不变量峰值出现在煤柱附近区域处,并随着岩层深度的增加极值点逐渐由煤柱边界内侧向煤柱外侧转移,如在深度0-7m内水平方向上偏应力不变量峰值出现在煤柱边界内侧0-2m处,8-20m内偏应力不变量峰值出现在煤柱边界外侧0-l0m范围内,深度大于20m峰值点坐标逐渐向两端采空区扩散。综合偏应力第二、第三不变量的分布趋势,数值模拟载荷下煤柱最大影响深度为40m。(8)通过建立梯形偏应力力学模型,采空区下煤柱载荷最大影响深度50m,运用数值模型模拟采空区煤柱下偏应力场,得到煤柱下最大影响深度40m,可知理论计算与数值模拟结论基本一致,偏应力分布趋势基本吻合。(9)8709工作面与8707工作面采动叠加影响明显大于8707工作面采动影响,8709工作面超前影响距离约为20m。5709回风巷顶板上方1.0-7.0m内发生拉伸变形,在顶板低层位(1.0-2.5m)与顶板高层位(5.0-7.0m)拉伸变形较小,顶板偏应力第二与第三不变量峰值集中于顶板中位测线(3.0-4.5m)区域,中间层位(3.0-4.5m)产生最大拉伸变形,此区域受采动影响作用较剧烈,存储的畸变能量大,在剪应力作用下易发生拉剪破坏,故应加强此层位的支护措施。(10)8707与8709工作面推进过程中,5709回风巷煤柱帮与实体煤帮采动影响作用下都发生压缩变形,煤柱帮压缩变形明显大于实体煤帮,前者变形量约是后者的1.2-1.5倍。随着采动影响的增加,两帮最大受破坏区域向深度转移：开采11#煤8707工作面时,煤柱帮偏应力第二(三)不变量J2(J3)峰值点从煤帮内2.0m逐渐转移到2.5m,实体煤J2(J3)峰值点从2.5m转移到了3.0m；8707工作面采空后,开采11#煤8709工作面时,J2(J3)峰值点从煤帮内3.0m逐渐转移到3.5m,实体煤J2(J3)峰值点从3.0m转移到了4.0m。(11)巷道顶板中间层位(3.0-4.5m)产生最大拉伸变形,此区域受采动影响作用较剧烈,存储的畸变能量大,在剪应力作用下易发生拉剪破坏,顶板应加强支护,尤其是顶板上方3.0-4.5m区域；煤柱帮与实体帮发生压缩变形,且峰值点相对较深,煤岩层是刚性物质,抗压强度远大于抗拉强度,故采动影响下两帮浅部位置破坏相对较小,所需支护强度不大。(12)分析了晋华宫矿11##煤5709煤巷在多煤层采动影响下围岩应力状态恶化的原因,多煤层开采导致多场耦合,加剧了巷道围岩的控制难度。基于此提出了高预应力桁架锚索控制系统,该控制系统不但具有控制塑性区范围大、抗剪性能强的优点,而且能对巷道围岩变形的非对称性做出积极的响应并能对其进行有效的控制,尤其适用于多重采动影响煤巷顶板围岩的控制。(13)根据自然平衡拱理论和采动支承压力分布规律,得出了5709巷顶板载荷分布情况,据此建立了5709巷顶板桁架锚索结构力学模型,计算得出了桁架锚索锚固力F和预紧力F’,并利用数值计算软件得出了预紧力F’与倾斜角度α、桁架跨度α的变化关系。其中,桁架锚索锚固力F和预紧力F’表达式如下：(14)建立了5709巷数值计算模型,对桁架锚索支护参数进行优化,研究锚索长度、预紧力和孔口帮距对支护效果的影响,基于此确定了桁架锚索的关键参数：桁架锚索伸入钻孔深度为5.0m；孔口帮距为1.2m；预紧力为120KN。(15)结合数值模拟结果最终确定了11#煤5709巷的支护方案：顶板采用桁架锚索和单体锚索联合支护,且采用“2-1-2”布置方式,即在每两排桁架锚索之间打一根单体锚索,桁架锚索的排距为4000mm,每排布置4根锚杆,排距1000mm；帮锚杆呈三花布置,间排距为1.2mx1.5m,其中,顶角锚杆距顶板0.1m,中部锚杆距顶板1.3m。(16)5709巷采用桁架锚索支护后,在上部7-4#煤8709工作面、11#煤8707工作面和本工作面(11#煤8709工作面)三重采动影响下对围岩变形量进行了现场实测,根据实测结果得知,7-4#煤8709工作面开采对11#煤5709巷围岩变形影响较小,11#煤8707工作面和8709工作面开采对11#煤5709巷影响较大。