第3期 任奋华等：破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 .225. 护后改变了位移的分布形式和范围，图6(a,b)分别 道在支护后，顶板与两帮围岩的应力均有所提高，巷 描述了巷道支护前后围岩应力非对称变化特征，巷 道稳定性显著提高， b 图5支护前后应力与位移分布特征.(a)未支护巷道；（凸）支护前上运巷；(c)支护前下运巷；(d)支护后巷道；（©）支护后上运巷；()支护后 下运巷 Fig.5 Distributing characteristics of stress and displacement before and after supporting:(a)non-supported roadway:(b)upper transport lane be- fore supporting:(e)lower transport lane before supporting:(d)supported roadway:(e)upper transport lane after supporting:(f)lower transport lane after supporting 通两帮c。 通两帮0. 观底帮0 顶板 顶板O 3 2 30 测点位置m (a)(b) 000 -30 测点位置m -30 图6支护前后岩体应力变化特征.(a)支护前：(b)支护后 Fig.6 Varying characteristics of stress before and after supporting:(a)before supporting:(b)after supporting 3.3数值模拟与监测对比 顶板变形量达到0.22m·可见支护措施在一定程度 数值模拟结果表明：在未支护条件下，巷道开挖 上控制了非对称载荷的作用，减少巷道围岩非对称 过程中变形量很大，且呈现出明显的非对称性，如 变形.现场监测实践表明，从图7(c)反映的监测结 图7(a)所示，110202上运巷顶板最大变形量达到 果统计规律可看出，2共、3、4的累计离层分别为 0.44m,支护后顶板变形量达到0.29m;如图7(b) 129,219,145mm,满足工程需求. 所示，下运巷顶板最大变形量达到0.30m,支护后护后改变了位移的分布形式和范围．图6（a‚b）分别 描述了巷道支护前后围岩应力非对称变化特征．巷 道在支护后‚顶板与两帮围岩的应力均有所提高‚巷 道稳定性显著提高． 图5 支护前后应力与位移分布特征．（a）未支护巷道；（b）支护前上运巷；（c）支护前下运巷；（d）支护后巷道；（e）支护后上运巷；（f）支护后 下运巷 Fig．5 Distributing characteristics of stress and displacement before and after supporting：（a） non-supported roadway；（b） upper transport lane be￾fore supporting；（c） lower transport lane before supporting；（d） supported roadway；（e） upper transport lane after supporting；（f） lower transport lane after supporting 图6 支护前后岩体应力变化特征．（a）支护前；（b）支护后 Fig．6 Varying characteristics of stress before and after supporting：（a） before supporting；（b） after supporting 3∙3 数值模拟与监测对比 数值模拟结果表明：在未支护条件下‚巷道开挖 过程中变形量很大‚且呈现出明显的非对称性．如 图7（a）所示‚110202上运巷顶板最大变形量达到 0∙44m‚支护后顶板变形量达到0∙29m；如图7（b） 所示‚下运巷顶板最大变形量达到0∙30m‚支护后 顶板变形量达到0∙22m．可见支护措施在一定程度 上控制了非对称载荷的作用‚减少巷道围岩非对称 变形．现场监测实践表明‚从图7（c）反映的监测结 果统计规律可看出‚2＃、3＃、4＃ 的累计离层分别为 129‚219‚145mm‚满足工程需求． 第3期 任奋华等： 破碎岩体巷道非对称破坏与变形规律定量预计与评价 ·225·