CN116733511A - 一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，包括：基于高应力破碎劣化围岩性质，对开挖巷道进行围岩支护，其中，围岩支护的方式包括采用增阻让压主动支护结构的一次支护；基于一次支护后的破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护的时机，基于最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护；基于高应力作用，对高应力巷道进行围岩卸压，最终改善围岩应力环境。本发明可达到修复增强围岩强度、关键部位动态补强支护、改善围岩应力环境的效果。
Description
技术领域
本发明涉及围岩稳定性控制技术领域，特别涉及一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法。
背景技术
矿井开发已逐步进入深部开采阶段。受深部“五高两扰动”复杂环境影响，煤岩体赋存环境复杂，高应力、破碎劣化围岩逐步增多，巷道围岩易表现出持续变形、强时效性、支护难度大等特点，已成为制约深部安全开采的技术瓶颈，长期以来一直是煤矿围岩安全稳定控制的热点和难题。
矿区对于深部高应力软岩巷道普遍采用一次普通锚杆，二次加长锚杆/锚索的二次锚网索注支护方案，锚杆密度大，铺设双层钢筋网，取得了一定的支护效果。然而，以上常规的支护技术在遇到高应力破碎劣化围岩时，对于一次支护后，动态补强的最佳时机不能准确把握，造成破碎劣化围岩一次支护与动态补强在时间上和空间上不能优化配合，难以在释放变形能的同时又保证一次支护后围岩的初期稳定。因此，此种条件下，高应力破碎劣化围岩控制困难。
针对巷道围岩变形破坏难题，人们采取了大量的联合支护控制方案，比如现有技术中，关于巷道围岩稳定性控制的专利技术公开了如下技术方案：中国专利申请号201911398999.9，公告日2020年04月28日，公开了名为“巷道围岩稳定性控制方法”的技术方案，该技术方案包括以下步骤：根据巷道围岩的主应力分布情况，确定围岩关键承载区；对所述巷道的表层围岩进行支护处理；对所述围岩关键承载区进行注浆加固处理；和/或，对所述围岩关键承载区的外围进行卸压处理。该发明能够根据巷道围岩的关键承载区进行精确控制，减小工程量并降低工程成本，提高了巷道围岩的长期稳定性，但是该发明所存在的不足之处在于：没有使用动态补强支护，对于最佳支护时机不能确定，在遇到高应力破碎劣化围岩时，很难控制围岩的稳定。因此，亟需一种解决高应力破碎劣化围岩稳定控制的技术方案。
发明内容
本发明目的在于提供一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，解决传统支护方式在高应力破碎劣化围岩巷道上效果差易失效的问题。本发明针对高应力破碎劣化围岩，巷道开挖后处于卸荷状态，此时围岩应力调整、能量释放，及时采用增阻让压的主动支护结构进行一次支护，初步控制围岩变形，形成浅部承载结构；其次确定动态补强支护时机，进行动态补强支护，改善围岩承载性能，形成深部承载结构；最后，采取局域钻孔卸压、切顶卸压等方式优化破碎劣化围岩所处的高应力环境，实现一次支护及时阻劣、动态补强支护修复增强围岩强度、卸压改善围岩应力环境。
为了实现上述技术目的，本发明提供了如下技术方案：一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，包括：
基于围岩性质，对开挖巷道进行围岩支护，其中，所述围岩支护的方式包括采用增阻让压主动支护结构的一次支护；
基于所述一次支护后的破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护的时机，基于所述最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护；
基于高应力作用，对高应力巷道进行围岩卸压，最终改善围岩应力环境。
优选地，所述一次支护方式包括：锚喷支护、锚注支护、锚网喷支护、锚网索喷支护和锚网索喷注支护。
优选地，所述一次支护的过程包括：
预应力锚杆、锚索深入流动层围岩，锚杆的加固范围相互叠加配合钢筋网和混凝土喷层与所述流动层围岩得到浅部承载结构。
优选地，基于所述一次支护后的破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护时机的过程包括：
基于理论分析方法得到第一动态补强支护时机；
基于数值模拟方法模拟围岩应力场和位移场的演化规律得到第二动态补强支护时机；
基于巷道围岩位移监测方法得到第三动态补强支护时机；
基于围岩松动圈发育范围与时间关系方法得到第四动态补强支护时机；
基于所述理论分析方法、数值模拟方法、巷道围岩位移监测方法和围岩松动圈发育范围与时间关系方法中的一种或几种得到佳动态补强支护时机。
优选地，基于所述一次支护的围岩应力场演化过程得到第一动态补强支护时机的过程包括：
基于西原模型确定深部岩石流变特性；
基于圆形洞室弹塑性应力分布理论得到巷道围岩应力分布；
基于所述巷道围岩应力分布得到围岩应力；
基于所述围岩应力和长时强度得到应力峰值演化过程；
基于应力峰值演化过程得到应力场演化过程；
当所述应力峰值出现拐点时，得到第一动态补强支护时机。
优选地，基于数值模拟方法模拟围岩应力场和位移场的演化规律得到第二动态补强支护时机的过程包括：
获取工程地质条件，基于所述工程地质条件构建数值计算模型；
将所述一次支护的方案输入所述数值计算模型进行巷道支护模拟计算，得到巷道围岩应力、位移指标与时间的关系；
基于所述巷道围岩应力、位移指标与时间的关系，得到巷道变形速率；
当所述巷道变形速率达到拐点时，得到第二动态补强支护时机。
优选地，所述巷道围岩松动圈实测的方法包括：钻孔窥视仪测试法、声波探测法、光纤测试法、电阻率测试法和多点位移计法。
优选地，巷道围岩位移监测方法包括：收敛计监测法、全站仪测量法、激光断面扫描仪测试法。
优选地，基于所述最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护，其中，动态补强支护包括动态补强支护的方式和动态补强支护的位置；
所述动态补强支护的方式包括：锚注一体式柔性锚、长锚杆+注浆和注浆锚索；
所述动态补强支护的位置包括：巷道矿压显现位置，所述矿压显现位置包括：肩窝和底角。
优选地，所述围岩卸压的方式包括：大直径钻孔卸压、预裂爆破切顶卸压和水力压裂切顶卸压。
本发明具有如下技术效果：
(1)本发明改变了传统高应力劣化破碎围岩单一治理的理念，采用多种控制手段相结合的协同控制思想，基于现有支护技术，提出了高应力劣化破碎围岩三级联控治理思路，弥补现有技术中支护效果不理想，支护时机难以把握，支护手段不能很好配合等问题。具体地，一级控制是在破碎劣化巷道开挖后，第一时间采用增阻让压主动支护结构进行一次支护，初步控制围岩变形，形成浅部承载结构；二级控制是在一次支护基础上进行动态补强支护，动态补强支护改善围岩承载性能，形成深部承载结构；三级控制是采用大直径钻孔卸压、预裂爆破切顶卸压、水力压裂切顶卸压等方式优化高应力破碎劣化围岩应力环境，更好发挥出一次支护和动态补强支护效果。针对高应力劣化破碎围岩的三级联控，能够有效控制围岩的稳定，合理的协同控制手段，有效杜绝过度支护，降低支护成本。
(2)本发明采用的动态补强支护侧重对劣化围岩进行补强锚注减隙，通过锚注等方式，对巷道浅部、深部围岩裂隙进行充填固结，强化围岩承载性能，使得围岩整体强度和完整性在一定程度上得到修复，弥补了一次支护强度的不足，形成深、浅承载的支护体，有效控制巷道的变形，从而保证了围岩的稳定。
(3)本发明确定的动态补强支护时机，是通过理论分析、数值模拟及现场实测方法综合确定，提出最佳的动态补强时机，可以让高应力破碎劣化巷道围岩开挖后处于能量有效释放而又不至于变形破坏的最佳状态，为动态补强支护提供依据。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为本发明实施例中的施工流程图；
图2为本发明实施例中的围岩控制方法关系示意图；
图3为本发明实施例中的浅-深部承载结构模型示意图；
图4为本发明实施例中的a采区胶带机上山围岩峰值点位置随时间演化规律曲线；
图5为本发明水力压裂切顶卸压钻孔布置平面图；
图6为本发明水力压裂切顶卸压钻孔布置剖面图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
为使本发明的上述目的、特征和优点能够更加明显易懂，下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的说明。
实施例一
如图1、图2所示，本实施例提供了一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，本发明基于破碎劣化巷道围岩性质，对开挖巷道及时进行支护，其中，围岩支护方式包括增阻让压的主动支护结构，形成浅部承载结构；
基于一次支护后破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护的时机，并基于最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护，形成深部承载结构；
基于破碎劣化围岩所处的高应力环境，对应力进行有效调控，改善围岩应力环境。
一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，包括如下步骤：
S1、一次支护及时阻裂：在高应力破碎劣化巷道开挖后，及时采用增阻让压主动支护结构进行一次支护，其中，一次支护方式可采用锚喷支护、锚注支护、锚网喷支护、锚网索喷支护、锚网索喷注支护中的一种或几种；
S2、动态补强支护修复增强围岩强度：根据一次支护后破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护的时机，动态补强支护方式可采用锚注一体式柔性锚杆、长锚杆+注浆、锚网索喷注、锚注、深浅围岩注浆中的一种或几种；
S3、卸压改善围岩应力环境：针对高应力巷道，优化破碎劣化围岩所处应力环境，结合一次支护、动态补强支护，实现控制高应力破碎劣化围岩变形目标，其中，围岩卸压方式可根据具体地质条件采用大直径钻孔卸压、预裂爆破切顶卸压、水力压裂切顶卸压等中的一种或几种。
更进一步地，S1中，第一阶段采用增阻让压主动支护结构进行一次支护，预应力锚杆、锚索深入流动层围岩而限制流动层的扩大，及时支护阻裂，且锚杆、锚索加固范围相互叠加配合钢带、钢筋网及混凝土喷层与流动层围岩形成具备承载能力的浅部承载结构，一次支护限制巷道产生大变形，同时适度让压，释放能量；
更进一步地，S2中，第二阶段是在第一阶段的基础上，进行动态补强支护，动态补强支护滞后于一次支护要满足最佳支护时机要求；
其中，最佳动态补强支护时机确定方法包括：理论分析、数值模拟、现场实测。
基于西原模型确定深部煤岩体流变特性，根据圆形洞室弹塑性应力分布理论得到巷道围岩应力分布特征，当在相应位置应力峰值大于长期强度σs，即σ(xi)≥σs，应力峰值就会移动，根据应力峰值演化过程确定最佳动态补强支护时机。
更进一步地，采用理论分析方法，研究高应力破碎劣化巷道开挖后围岩应力演化特征确定最佳动态补强支护时机，普遍认为西原模型能较好地描述深部煤岩体的流变特性。
西原模型本构方程为：
式中：E1、E2是弹模，MPa；η2、η3是黏性系数，N·s/m2；σs是屈服极限，MPa；σ、ε分别是外载荷(MPa)与应变。
更进一步地，在深部高应力破碎劣化巷道开挖后周围会形成弹性区、塑性区。根据圆形洞室弹塑性应力分布理论，假设巷道形状为圆形，围岩为均质同性。
更进一步地，可以把围岩应力与长时强度的关系作为峰值移动的判别条件，岩石长时强度可用式σs＝mσc表示，式中σc为单向抗压强度；m为折减系数，考虑到实际为三轴应力条件，长时强度用式σs＝mσc′，式中σc′为通过计算得到的三轴条件下的围岩的强度值。当围岩应力达到长时强度，即σ(xi)≥σs，在流变作用下，应力峰值发生转移,应力峰值移动，在相应的位置产生应变，即应力场发生演化。
更进一步地，应力峰值点演化出现拐点时对应的时间为动态补强最佳时机；
更进一步地，利用数值模拟方法模拟高应力破碎劣化巷道围岩应力场和位移场的演化规律。获取高应力破碎巷道工程地质条件，基于工程地质条件构建数值计算模型，将的一次支护方案进行编程，植入数值计算模型进行巷道支护模拟计算，得到巷道围岩应力、位移指标与时间的关系，基于模拟计算结果，当巷道周边围岩应力、位移变形速率出现拐点时，选择为进行动态补强的合适时机。
更进一步地，根据现场实测方法确定最佳动态补强支护时机。测定高应力破碎劣化巷道的表面位移和时间关系，围岩移近速度先增大再减小，当移近速度出现拐点时，为动态补强的最佳时机；测定围岩松动圈发育范围与时间关系，围岩松动圈初期发育较快，随着应力重新分布发育逐渐减缓，当松动圈发育至较稳定时，为动态补强最佳时机。
监测巷道表面位移，紧跟迎头后方布置围岩移近量监测测点，通过监测巷道表面位移，获取巷道围岩移近量与掘进时间的关系，巷道围岩位移变化的拐点确定为动态补强最佳时间；
松动圈范围实测，使用监测设备实时监测巷道围岩松动圈范围，当围岩松动圈范围不再向深部发展时，为最佳动态补强时机，选择这个时机将巷道周边至稳定松动圈范围内的裂隙围岩用动态补强的方式控制住；
巷道围岩位移实测的方法包括：收敛计监测法、全站仪测量法、激光断面扫描仪测试法等方法；
巷道围岩松动圈实测的方法包括：钻孔窥视仪测试法、声波探测法、光纤测试法、电阻率测试法和多点位移计法等。
更进一步地，根据理论分析方法、数值模拟方法、现场实测方法所得到的最佳动态补强时机，结合现场巷道矿压显现情况，选择巷道变形量小、变形速率慢、松动圈发育稳定的时期为最佳动态补强支护时机
动态补强支护的过程包括：
动态补强支护在一次支护的基础上，利用锚注等支护方案，浆液与劣化围岩形成胶结体，改善围岩承载性能，与锚固区围岩相互作用形成一个范围更大、承载强度更强的深部承载结构；
如图3所示，浅部承载结构在高应力破碎劣化巷道围岩控制前期即一次支护后动态补强支护前起主要承载作用，在动态补强支护后及巷道围岩稳定后期主要依靠深部承载结构和浅部承载结构的应力传递，浅-深部组合承载结构不仅充分发挥了围岩自身承载能力，而且将应力传递至深部围岩，大大提高了围岩的稳定性；
更进一步地，S2中，最佳的动态补强支护时机可以使高应力破碎劣化巷道充分发挥围岩的承载作用，又可以避免围岩体流变劣化导致的承载力降低、状态恶化，促进高应力劣化巷道长期保持稳定；
高应力破碎劣化巷道支护最佳时机是一次、动态补强支护在时间上和空间上的优化配合，保证两次支护良性相互作用以维持围岩稳定的过程；
更进一步地，S2中，高应力破碎劣化巷道破坏首先是从某些关键部位开始的，然后发展到整个巷道失稳破坏。因此可在矿压显现部位进行动态补强加强支护，如肩窝、底角等位置，实施支护体和围岩的再次组合，浆液胶结破碎围岩，最大限度地发挥围岩的自承载能力，以最大限度的维持巷道的长期稳定；
更进一步地，S3中，高应力破碎劣化巷道围岩卸压方式可根据地质条件采用大直径钻孔卸压、预裂爆破切顶卸压、水力压裂切顶卸压等中的一种或几种。
卸压可改善高应力破碎劣化巷道所处的应力环境，将应力转移至围岩深部，保障巷道围岩支护的可靠性。
实施例二
本实施例中，以某矿a采区胶带机上山为工程背景，a采区胶带机巷道标高-680～-930m，岩性主要为铝质泥岩、泥岩、细砂岩，岩层倾角11-22°，平均15°。在高地应力作用下，巷道围岩呈现出明显破碎劣化特征。巷道围岩原始地应力约25MPa，开挖半径R0＝2.5m。
a采区胶带机上山开挖后立即进行一次支护，一次支护采用锚网索喷支护方式，巷道开掘成形后，立即铺设钢带、挂金属网，安装锚杆、锚索，然后喷射一层混凝土封闭围岩表面，同时使巷道成形规则，阻止危岩冒落、风化。一次支护完成后，形成浅部承载结构，给破坏劣化围岩提供一定的空间释放围岩应变能。
采用理论分析方法，根据高应力破碎劣化巷道开挖后围岩应力演化特征确定动态补强支护时机，巷道围岩力学参数选取依据测试结果，选择平均值，为现场实际一次支护与动态补强支护的间隔时间留有一定的安全富裕系数。计算时，考虑围岩的内摩擦角φ＝26.5°，单轴抗压强度σc＝19.6MPa。
按照经典圆形洞室弹塑性分布二次应力状态理论，得出围岩塑性区半径Rp＝4.24m。通过计算，可计算出塑性区半径Rp处的应力：σθp＝61.95MPa，σrp＝16.22MPa。塑性区与弹性区的交界处x＝Rp，σ1＝σθ，σ2＝σ3＝σr，该峰值点围岩为极限强度状态，所以σ1＝61.95MPa，σ2＝σ3＝16.22MPa，σc＝σ1-σ3＝45.73MPa。
根据a采区胶带机上山岩样的流变参数测试，取m＝0.51，围岩的长期强度为：σs＝0.51×45.73MPa＝23.32MPa。
由于深部煤岩体的流变会使应力场发生演化，a采区胶带机上山应力演化计算时取参数：E1＝632MPa，E2＝6058MPa，η2＝27GPa/d，η3＝1.13GPa/d。
a采区胶带机上山开挖完成一次支护后，确定峰值稳定位置及时间。判断其与长期强度σs的关系，如果σ(xi)≥σs，应力峰值发生转移。根据应力峰值产生在相应位置的应变εmax，可计算峰值点位置。
计算不同时间峰值点位置，其中ti表示不同的时间(单位：d)，计算结果见表1。
表1
从图4可以看出，a采区胶带上山围岩峰值点初期转移速度较快，在第50d演化速度出现拐点，此时峰值点位置处于距巷道中心径向距离6.88m，随着时间的推移演化速度减慢，在第120d围岩峰值点基本停止在7.18m的位置。根据a采区胶带上山围岩应力演化特征，一次支护后，动态补强的最佳时机确定为应力峰值点演化出现拐点的时候，即a采区胶带上山开挖后50d。
以a采区胶带上山工程地质条件为背景，构建数值计算模型，根据现场一次支护方案进行巷道支护模拟计算，并在一次支护基础上，通过fish语言建立运算时步与现场时间的关系，运算不同时步分析一次支护后围岩位移场演化规律，从而确定动态补强最佳时机。定义垂直位移峰值比率s表征一次支护后围岩垂直位移峰值的变化程度，揭示一次支护后顶板垂直位移峰值随滞后时间的变化规律：s＝(umaxi+1-umaxi)/Δt，式中：umaxi+1为i+1时刻的垂直应力峰值，umaxi为i时刻的垂直应力峰值，Δt为i+1时刻与i时刻时间差。经数值模拟计算可得，a采区胶带上山垂直位移峰值比率在一次支护后的50d出现最低值，再随着时间增长，垂直位移峰值比率增加，易造成围岩失稳概率增大。基于数值模拟计算，a采区胶带上山动态补强支护时机滞后于一次支护50d。
同时，基于现场监测a采区胶带上山掘进后巷道表面位移和围岩松动圈发育范围，综合判断a采区胶带机上山动态补强支护的最佳时机为巷道开挖一次支护后50d，根据a采区胶带上山掘进速度平均为2-3m/d，动态补强滞后迎头的距离为滞后迎头100-150m。为提高a采区胶带上山掘进的安全系数，动态补强支护滞后一次支护的空间距离取范围的最小值，同时，也可以根据矿压显现规律及巷道围岩的变形特点适当调整动态补强支护滞后一次支护的时间和距离。
动态补强支护方式采用锚注一体式柔性锚杆支护，实施支护体和围岩的再次组合，同时注浆的浆液与劣化围岩形成胶结体，最大限度地发挥围岩的自承载能力，与锚固区围岩相互作用形成一个范围更大、承载强度更强的深部承载结构。
如图5-6所示，a采区胶带上山受采区工作面采动影响，巷道围岩受掘进应力及采区工作面采动应力相互叠加，造成巷道帮部积聚较高的应力，改善巷道所处的高应力环境采用水力压裂切顶卸压方式。在a采区底板巷内施工水力压裂钻孔，钻孔φ94mm，封隔器φ75mm，钻孔终孔间距15m，钻孔终孔位置在同一直线上，且与采区工作面停采线平行，距离停采线的距离25m；钻孔采用扇形孔布置方式，均匀布置于采区工作面倾向范围内，水力压裂钻孔终孔距采区工作面煤层顶板的高度大于基本顶及上覆影响采区工作面回采后覆岩运移的关键层距离煤层顶板的高度。通过水力压裂切顶实施，切断工作面采动应力传播途径，改善了a采区胶带上山所处的应力环境。
效果考察：
对实施例二a采区胶带上山围岩进行三级联控，通过现场工业性试验，在一次支护基础上进行动态补强支护，配合水力压裂切顶卸压技术，a采区胶带上山在掘进期间、a采区采煤工作面回采期间围岩移近量稳定在50mm～260mm，保证了a采区胶带上山稳定控制。现场工业性试验表明，三级联控可有效的控制高应力破碎劣化巷道围岩稳定可控。
以上显示和描述了本发明的基本原理、主要特征和优点。本行业的技术人员应该了解，本发明不受上述实施例的限制，上述实施例和说明书中描述的只是说明本发明的原理，在不脱离本发明精神和范围的前提下，本发明还会有各种变化和改进，这些变化和改进都落入要求保护的本发明范围内。本发明要求保护范围由所附的权利要求书及其等效物界定。
Claims (10)
1.一种高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于，包括如下步骤：
基于高应力破碎劣化围岩性质，对开挖巷道进行围岩支护，其中，所述围岩支护的方式包括采用增阻让压主动支护结构的一次支护；
基于所述一次支护后的破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护的时机，基于所述最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护；
基于高应力作用，对高应力巷道进行围岩卸压，最终改善围岩应力环境。
2.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：所述一次支护方式包括：锚喷支护、锚注支护、锚网喷支护、锚网索喷支护和锚网索喷注支护。
3.根据权利要求2所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：所述一次支护的过程包括：
预应力锚杆、锚索深入流动层围岩，锚杆的加固范围相互叠加配合钢筋网和混凝土喷层与所述流动层围岩得到浅部承载结构。
4.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：基于所述一次支护后的破碎劣化围岩应力、位移演化特征，结合巷道围岩位移监测和松动圈范围实测，确定最佳动态补强支护时机的过程包括：
基于理论分析方法得到第一动态补强支护时机；
基于数值模拟方法模拟围岩应力场和位移场的演化规律得到第二动态补强支护时机；
基于巷道围岩位移监测方法得到第三动态补强支护时机；
基于围岩松动圈发育范围与时间关系方法得到第四动态补强支护时机；
基于所述理论分析方法、数值模拟方法、巷道围岩位移监测方法和围岩松动圈发育范围与时间关系方法中的一种或几种得到最佳动态补强支护时机。
5.根据权利要求4所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：基于所述一次支护的围岩应力场演化过程得到第一动态补强支护时机的过程包括：
基于西原模型确定深部岩石流变特性；
基于圆形洞室弹塑性应力分布理论得到巷道围岩应力分布；
基于所述巷道围岩应力分布得到围岩应力；
基于所述围岩应力和长时强度得到应力峰值演化过程；
基于应力峰值演化过程得到应力场演化过程；
当所述应力峰值出现拐点时，得到第一动态补强支护时机。
6.根据权利要求4所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：基于数值模拟方法模拟围岩应力场和位移场的演化规律得到第二动态补强支护时机的过程包括：
获取工程地质条件，基于所述工程地质条件构建数值计算模型；
将所述一次支护的方案输入所述数值计算模型进行巷道支护模拟计算，得到巷道围岩应力、位移指标与时间的关系；
基于所述巷道围岩应力、位移指标与时间的关系，得到巷道变形速率；
当所述巷道变形速率达到拐点时，得到第二动态补强支护时机。
7.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：所述巷道围岩松动圈实测的方法包括：钻孔窥视仪测试法、声波探测法、光纤测试法、电阻率测试法和多点位移计法。
8.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：巷道围岩位移监测方法包括：收敛计监测法、全站仪测量法、激光断面扫描仪测试法。
9.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：基于所述最佳动态补强支护的时机进行动态补强支护，其中，动态补强支护包括动态补强支护的方式和动态补强支护的位置；
所述动态补强支护的方式包括：锚注一体式柔性锚、长锚杆+注浆和注浆锚索；
所述动态补强支护的位置包括：巷道矿压显现位置，所述矿压显现位置包括：肩窝和底角。
10.根据权利要求1所述的高应力破碎劣化围岩三级联控围岩稳定控制方法，其特征在于：所述围岩卸压的方式包括：大直径钻孔卸压、预裂爆破切顶卸压和水力压裂切顶卸压。
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