采动巷道围岩控制理论.ppt

采动巷道围岩控制理论与技术,主要内容1概述2采动支承应力分布演化规律3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升4动压巷道底鼓机理5巷道围岩塑性区分布6锚杆支护围岩强度强化理论7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理8巷道围岩控制的基本途径,1.概述采动巷道受采动支承应力作用的巷道（煤巷、部分岩巷）。采动巷道特点（1）围岩强度小、松软破碎、分层显著；（2）受到一次或多次采动支承应力作用，围岩应力大；（3）围岩出现大范围的破碎区、塑性区，极难维护。1.1现状占煤矿巷道80％以上。每年新掘1万余公里。围岩松软，地应力大，维护十分困难。,1概述1.2岩性和应力特征岩性分层性质显著，强度小（特别两帮）。应力受采动影响侧向支承应力，超前支承应力一次、多次采动影响应力集中系数3～8。,1概述1.3重要性制约矿井高产高效和经济、社会效益，威胁矿井安全。矿井开采理论和技术的难点和重点。1.4理论发展不同于静压（普通）巷道，通用的巷道围岩控制理论不适用。发展能够指导动压（采动）巷道围岩控制的理论。,巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,巷道底鼓,动压巷道围岩塑性区的分布特征,沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,,,围岩强度强化理论,采动支承应力分布规律,1概述,,,,,,,巷道围岩控制的基本途径,2采动支承应力分布演化规律2.1采动支承应力的理论计算,应用复变函数求解顶板应力,2.1采动支承应力的理论计算,,,,,,顶板的应力函数,2.1采动支承应力的理论计算,,,顶板应力的解析表达式为,2.1采动支承应力的理论计算,顶板内垂直应力的等值线图（单位10MPa）,2.2采动引起的应力重新分布,已采区及其两侧煤柱的应力分布Ⅰ－－冒落带；Ⅱ－裂隙带；Ⅲ－弯曲下沉带；A－原始应力区；B1、B2－应力增高区、C－应力降低区；D－应力稳定区,2.2采动引起的应力重新分布,留区段煤柱时回采空间垂直应力等值线分布,2.2采动引起的应力重新分布,煤体与采空区交界处底板垂直应力等值线分布γ－上覆岩层容重；H－埋藏深度φ－底板岩石应力升高区的扩展影响角；Z－被跨巷道与上部回采煤层间的法线距；X-被跨巷道与上部回采煤柱边缘的水平距,2.2采动引起的应力重新分布,煤柱下方底板垂直应力等值线分布（煤柱载荷均布，应力集中系数为3）,2.3采动支承应力分布特征和影响规律,超前支承应力集中系数与推进距离的关系,2.3采动支承应力分布特征和影响规律,超前支承应力集中系数与老顶厚度的关系,2.3采动支承应力分布特征和影响规律,超前支承应力集中系数与直接顶厚度的关系,2.3采动支承应力分布特征和影响规律,侧向支承应力集中系数与埋深的关系,3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,这是由大面积开采、采动支承应力和不同护巷方式引起。,,相似材料模拟试验结果u1、u2、u3、u4、u5下沉曲线D1、D2、D3破断曲线,3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,,受采动支承应力作用的巷道围岩变形有以下3个特点,（1）在超前支承应力的作用下，巷道浅部围岩位移指向巷道空间，而较深部围岩都有不同程度的下沉。（2）未发生松塌破坏的围岩出现不同程度的垂直压应变。松塌破坏区表现为拉应变的特征。（3）受采动影响后巷道围岩的变形特点与一般基本巷道有显著差别。该类巷道底部各岩层的位移方向一般都指向下沉的方向。动压巷道较深部围岩的不同程度下沉称为围岩的整体下沉。显然围岩整体下沉效应加剧了浅部围岩的塑性破坏和体积膨胀，尤其是使底板更加破碎，底鼓更加显著，引起局部上升。,实体煤巷道受超前支承应力影响时基本顶的下沉,应用弹性地基梁理论研究实体煤巷道顶板下沉。在采动支承应力作用下，煤层与直接顶越软，原岩垂直应力越大或采深越大，巷道顶板的下沉量越大。,3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,综放沿空掘巷顶板下沉基本顶以给定变形方式作用于顶煤,位移变分法储存的形变势能为,,采用位移分量可表示为,位移分量表达式可构造为,3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,综放沿空掘巷顶板下沉,,,,,巷道顶煤下沉量与支护阻力成反比，并且随顶煤厚度的增加，支护阻力对顶煤下沉量影响减小。顶板下沉量与顶板煤岩弹性模量成正比，顶煤弹性模量小，可以更多地吸收基本顶的给定变形。,综放沿空掘巷顶板下沉,,,,,顶板下沉量与巷道宽度成加速增长的关系，巷道越宽，顶板下沉量增长幅度越大,巷道两帮下沉,,在支承应力作用下，两帮的下沉包括两部分，一是两帮煤体在支承应力作用下发生塑性变形而产生的下沉；二是当底板较松软，在煤体传递的支承应力作用下产生滑移，而造成两帮嵌入底板。顶板和两帮的下沉量越大，两帮移近量越大。,巷道底板下沉,,,,,,,在支承应力作用下，底板岩层整体下沉。但巷道底板岩层中存在0应变点，以上岩层受到拉应变的作用，以下则为压应变。两帮及顶板下沉均对两帮移近量底鼓产生重要影响，呈正向增长关系。,3巷道围岩不均匀整体下沉和局部上升,,4动压巷道底鼓机理4.1支承应力对底鼓的影响,随着支承应力的增大，底板岩层受拉深度增加，最大拉应变增加,4动压巷道底鼓机理4.1支承应力对底鼓的影响,底板岩层的抗弯刚度,底板岩层在拉应变的作用下离层,每分层的抗弯刚度为,4.2两帮下沉与底鼓的关系巷道两帮下沉引起底鼓。两帮下沉、底角破坏，水平应力挤压，底板浅部鼓起，顶板下沉、离层。,（a）（b）两帮下沉与底鼓关系（a）东庞矿（中硬岩）；（b）黄塘岭矿（软岩）,Qy作用下M点的位移根据弹性力学理论，平面应变条件下的半无限平面体，Qydy载荷作用下M点的垂直位移分量dux,力学计算简图,4.2两帮下沉与底鼓的关系,Qy作用下，M点的垂直位移ux等于上式在[a,b]区间上的积分。,4.2两帮下沉与底鼓的关系,煤柱巷道底板等效载荷分布,煤柱巷道底板等效载荷分布简化的载荷分布,4.2两帮下沉与底鼓的关系,底板中心线上的垂直位移,,各区段分布载荷在巷道底板中心线上引起的垂直位移,巷道底板中心线上总的垂直位移,4.2两帮下沉与底鼓的关系,（3）权台矿3108区段回风平巷实测距地表深度475m，U29支护两帮移近量1426mm，顶底板移近量2556mm（其中顶沉445mm，底鼓2111mm）浅部鼓起，深部下沉；与采煤工作面距离不同而变化。,巷道底板深基点位移,巷道底板垂直位移No垂直位移为零；N零应变点,4.3回采巷道底鼓过程实测浅部鼓起，深部下沉；与采煤工作面距离不同而变化。,4.4底鼓控制途径,①控制围岩整体（包括顶板、两帮）下沉；②改变围岩力学特性；③控制底板表面破碎岩体峰后力学行为④减小围岩塑性区范围。,,（1）锚杆加固（柳新煤矿）,支护方式,4.4底鼓控制的技术应用,试验效果对比,（1）锚杆加固（柳新煤矿）,4.4底鼓控制的技术应用,（2）注浆加固（权台矿）,注浆孔布置材料ZKD高水速凝材料，水灰比1.81注浆压力0.10.15MPa,4.4底鼓控制的技术应用,注浆效果权台矿注浆前、后对比,显德汪矿注浆效果,4.4底鼓控制的技术应用,（1）锚杆加固顶角FLAC3.3计算顶板下沉量减少42底鼓量减少14（2）锚杆加固两帮及底角、顶角有显著降低围岩移近量效果当加固帮、底角不能满足需要时，可增加顶角加固,4.5加固巷道其它部位控制底鼓,5巷道围岩塑性区分布,5巷道围岩塑性区分布,,a实体煤巷道；b煤柱巷道；c沿空巷道；d无直接顶、底的煤柱巷道。分布状态a“＊”型；b、c半“＊”型；d缺上（或下）的半“＊”型。与圆形巷道、基本巷道分布状态不同，是研究动压、软岩巷道矿压的基础。,6.锚杆支护围岩强度强化理论,见“煤巷锚杆支护”,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,大、小结构概念大结构包括顶煤、直接顶、老顶及其上载荷岩层的结构。小结构巷道锚杆组合支护与锚固体。,,综放沿空掘巷与上覆岩层的结构关系,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,M’－关键块B的回转力矩；M－本工作面老顶岩层断裂，岩块A的回转力矩,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,三角块受力分析图,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理三角块结构失稳的方式主要有2种，即滑落失稳和转动失稳。引入三角块结构稳定性系数的概念，将A、B岩块之间的摩擦力与三角块结构的剪切力RAB之比定义为滑落稳定性系数K1；A、B岩块之间的挤压应力与A、B岩块接触处的有效抗压强度之比定义为转动稳定性系数K2，即,,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,掘巷前、掘巷后三角块结构均保持稳定,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,采动影响期间三角块结构的回转下沉是沿空巷道围岩大变形的主要原因之一；采深大时防止发生回转失稳，在煤软、采深大时防止发生滑落失稳。,小结构的稳定性分析1）沿空侧护巷窄煤柱的宽度,式中x1－因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区，其宽度为,式中m－上区段平巷高度，m；A－侧压系数，,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,,中等稳定围岩的综放沿空掘巷，B≈3.5～5.0m,泊松比；0煤体的内摩擦角；C0煤体的粘聚力，MPa；k应力集中系数，k≈3；γ岩层平均容重，kN/m3；H巷道埋藏深度，m；Px对煤帮的支护阻力，如上区段采空侧支护已拆除，可取Px＝0。x2巷道窄煤柱一帮锚杆有效长度，再增加15％富裕系数，m；x3考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，按0.2（x2x3）计算,2强化围岩强度，确度锚杆支护强度强化围岩强度后能在大结构回转下沉影响下保持围岩稳定，保证足够的锚杆初锚力与支护强度。3）综放两道围岩变形规律,巷道围岩变形量对比表,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,工作面两侧采空示意图,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,三角块结构稳定性分析,回采影响期间三角块结构发生较大旋转下沉不可避免，采用锚杆、锚索加强支护，保持围岩稳定；适应上覆岩层旋转下沉外，才能保证沿空掘巷在生产期间正常使用。理论分析和数值模拟计算确定试验巷道窄煤柱的合理宽度为4m。,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,掘进期间,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,回采期间,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,沿空掘巷掘进期间巷道维护状况,应用实例（潞安王庄煤矿6108综放工作面回风巷）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,沿空掘巷回采期间巷道维护状况,工作面前方500m处支护效果实照图,应用实例（兴隆庄矿5318沿空掘巷回采期间）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,应用实例（兴隆庄矿5318沿空掘巷回采期间）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,工作面前方150m处支护效果实照图,应用实例（兴隆庄矿5318沿空掘巷回采期间）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,工作面前方40－30m处支护效果实照图,应用实例（兴隆庄矿5318沿空掘巷开采后）,7沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,工作面推过后10-30m处支护效果实照图,8巷道围岩控制的基本途径,8.1影响巷道围岩稳定性的三大因素围岩强度、岩体应力、支护技术1）前苏联阿尔达晓夫、巴仁根据巷道垂直应力γH与底板单轴抗压强度R的比值作为判断巷道是否底鼓的准则,稳定的（不底鼓）,中等稳定（有底鼓）,不稳定（强烈底鼓）,,,,2）深部巷道由矿井深度和巷道围岩岩性决定。由浅部过度到深部的界限称为“极限深度”。,3）支护技术从轴对称圆巷的弹塑性分析卡斯特纳方程中可以看出由于支护反力P的作用，加大了塑性区应力而减小了塑性区半径。,8.1影响巷道围岩稳定性的三大因素,8.2基本途径,（1）提高围岩强度布置在稳定岩层中；布置锚杆，强化围岩强度；围岩注浆，提高岩体强度；封闭、疏干、防风化，防止围岩碎裂、强度降低（2）减小岩体应力合理布置巷道时间、空间上减少巷道承受支承压力影响，巷道布置在应力降低区；合理设计煤柱尺寸；考虑最大水平应力的影响巷道卸压跨采进行巷道卸压；开槽卸压；震动爆破卸压；布置卸压峒室卸压,8.2基本途径,（3）巷道支护巷道金属支架作用给围岩提供支护阻力；当前注意可缩性支架的使用界限、连接件、矿工钢可缩支架、支架壁后密实。锚杆支护作用强化围岩强度；围岩强度强化理论、高强（超高）强度锚杆、设计方法、复杂条件下的锚杆支护、桁架锚杆支护。,8.3巷道布置,（1）巷道布置从巷道围岩稳定角度来谈布置。要保持围岩稳定，布置巷道时应考虑围岩强度与岩体应力。,,（2）巷道布置的原则1）空间上尽量避免支承压力的强烈影响、叠加影响和多次影响；时间上尽量缩短支承压力影响时间。2）巷道布置在应力降低区或原岩应力区。3）采用无煤柱开采，必须留煤柱时在保证煤柱稳定的条件尽可能小。4）如果需要留煤桂保护巷道，所留护巷煤柱尺寸应使巷道不受支承压力影响或影响较小。5）避免在煤柱上、下方布置巷道。合理选择底板岩巷与煤柱边缘的水平距离X、与煤层垂直距离Z。6）在围岩受采动影响稳定后再掘巷道。7）巷道轴线方向尽量与最大水平主应力方向平行，避免与之垂直。,注浆材料（1）材料类别化学类丙烯酰胺类、聚氨脂类水泥类单液水泥浆；水泥、水玻璃双液浆；ZKD高水速凝材料（双液或单液）,,8.4注浆加固围岩,,结晶水体积比占81.6，再吸附大量水，水体积比达到90（重量比2.51）。速凝早强，水灰比高；结石率高（100），不淅水，强度高;当水灰比1.51时，ZKD强度9.514.0MPa；水泥浆淅水率65，强度4MPa；固结体塑性好，高水条件下微膨胀；空气中易风化失水（注入岩体、水中、或密封，防风化）,（2）ZKD高水速凝材料机理硫铝酸盐水泥熟料、石灰、石膏、若干种添加剂水化生成钙矾石,8.4注浆加固围岩,浆体流动性参数与水用量关系曲线1主料浆W－0；2配料浆W－0；3主料浆W－p；4配料浆W－p,8.4注浆加固围岩,,水泥浆液和高水材料的性质与水灰比的关系,8.4注浆加固围岩,,单轴条件下固结体试块变形曲线,8.4注浆加固围岩,,不同围压条件下固结体应力应变曲线1．2．3．4．5－分别代表围压为0.13、0.26、0.38、0.50、0.75MPa时的曲线,,8.4注浆加固围岩,1）围岩松软破碎、随掘随冒时使用；2）超前迎头钻孔注浆；3）地应力特别大时难以注入。,（1）超前注浆,8.4注浆加固围岩,1）注浆滞后时间围岩裂隙发展变慢前后或进入掘后稳定期不久,岩石变形与渗透关系曲线,权台煤矿3116上分层回风平巷掘头后方巷道围岩裂隙分布,（2）围岩滞后注浆,8.4注浆加固围岩,2）注浆孔深度破碎区应完全固结，并超过此区，尽可能深，一般2m左右。3）注浆压力不超过岩石单轴抗压强度的1／3。围岩严重破碎时0.5MPa，较破碎时1.0MPa，裂隙较小时1.0～2.0MPa，最高不超过3MPa。,8.4注浆加固围岩,4）浆液渗透半径与注浆孔布置浆液的流动力学参数及初凝时间等。一般采用渗透公式初步计算后由现场试验确定。注浆孔间排距，要求两孔渗透半径贯通，可取0.82渗透半径。一般在2m左右。注浆位置根据需要，可帮角、顶板或全断面。,8.4注浆加固围岩,5）注浆量,每孔注浆量,式中A－浆液消耗系数（1.2～1.5）；L－钻孔长度方向加固区厚度，m；,R－（间、排距）/2，m；,－围岩的裂隙率（0.5～10）；－浆液的充填系数（0.6～1.0）,（m3）,8.4注浆加固围岩,巷内开槽孔松动爆破巷道一侧或两侧布置巷道巷道顶板掘巷的应力转移原理与关键技术巷道底板掘巷的应力转移原理与关键技术煤层上行开采的应力转移原理与关键技术巷道迎头超前钻孔应力转移原理与关键技术,8.5应力转移的关键技术,（1）利用跨采进行巷道卸压跨后巷道长期处于应力降低区；跨采过程中应加强巷道支护。（2）开槽卸压,,巷道周边卸压后的应力分布Ⅰ－围岩卸压区；Ⅱ－应力升高区；Ⅲ－原岩应力区开槽后应力向深部转移，卸压区围岩保持稳定。卸压槽可在底板、两侧或全断面。,8.5应力转移的关键技术,（3）松动爆破卸压,,底板开巷松动爆破卸压图锚杆；松动爆破炮眼,8.5应力转移的关键技术,赵各庄矿垂深900m的7层煤回采巷道。煤层倾角30，采用非对称型可缩性支架、锚杆、上帮底角单孔爆破卸压联合控制技术。100天时间巷道平均底鼓量287mm，较无锚杆、无卸压段减少了61.6。,8.5应力转移的关键技术,工程实例,（4）巷道一侧或两侧布置卸压巷硐,,巷道一侧有卸压巷道时的应力分布,8.5应力转移的关键技术,（5）巷道顶部布置卸压巷硐,,有无顶部卸压巷时的巷道围岩应力分布,,8.5应力转移的关键技术,6上行开采的应力转移技术,8.5应力转移的关键技术,7巷道迎头钻孔实现应力转移,,8.5应力转移的关键技术,8.6动压巷道底鼓控制技术的应用,工程概况（徐州矿务局张双楼西大巷）,,图8.6.1巷道平面示意图,,图8.6.2巷道层位示意图,表8.6.1巷道围岩中粘土矿物的种类及含量,岩石强度试验表明，砂质泥岩、泥岩、海相泥岩的强度均较小，单轴抗压强度一般为20～40MPa，部分泥岩低于20MPa，也是西大巷支护困难的主要原因之一。,锚杆布置图注浆孔布置图,8.6.2巷道围岩控制方案,支护方案采用网壳、锚喷加注浆的方法。,8.6.3现场试验,,,,,网壳结构图,支护效果,,巷道围岩变形量与时间的关系,新方案支护费用是原方案的55.2％，采用新支护方案比原支护方案可节约直接支护费用1885.9元/m。采用新方案支护10年内节省的翻修费用为1885.990＋（4206.4＋1500）904＝222.4万元张双楼矿西一轨道大巷及轨道上山等巷道尚有大量的软岩、变形强烈的巷道，需要采用新方案加强支护，因此，新支护方案可创造巨大的经济效益。,技术经济效益,,试验巷道与工作面的位置关系,8.7深井下山返修综合技术的应用,平煤十矿应用情况（中区戊组下山）,分析巷道生产地质条件，造成巷道长期不能稳定、产生大变形的原因主要有,（1）围岩松软破碎，自承载能力小,（2）复合顶板厚,（3）埋深大，又受采动影响,（4）多次返修，破碎区塑性区范围大,支护方案与支护参数,,注浆孔布置,支护效果,移近量与观测时间的关系,平煤四矿应用情况,戊九专回、己三采区西翼总回风下山，影响巷道围岩稳定性的主要因素有三个,⑴巷道埋深大围岩所承受的垂直应力和水平应力都很大，呈现出显著深部巷道矿压特征。⑵围岩条件的影响巷道顶底板岩层均遇水崩解、软化，并具有一定的膨胀性。围岩节理裂隙发育。⑶采动支承应力的影响上下山则处于工作面超前支承应力的升高区内，但不处于峰值区。,,戊九专回、己三总回锚杆布置图,,戊九专回、己三总回注浆孔布置图,,,己三总回巷道表面位移曲线,,戊九专回巷道表面位移曲线,己三东总回巷道试验前变形状况,己三东总回联络道试验前变形状况,戊九专回试验后巷道变形情况,8.7基于围岩强度强化理论的顶板稳定原理的应用,顶板稳定性分析模型,顶板处于稳定状态，不会出现剪切滑动,顶板处于剪切滑动临界状态,顶板失稳，出现两边缘的滑动,第一判别式,,第二判别式,,在进行锚杆支护设计时，必须使其同时满足上述两个判别式，才能保持巷道顶板稳定。,试验巷道地质条件及锚杆支护设计新汶孙村矿4217运输顺槽,顶底板岩层柱状图,锚杆布置图,顶板稳定性分析,锚杆支护阻止顶板剪切滑动的相应安全系数,,锚杆支护阻止顶板压缩破坏的相应安全系数,,采用设计锚杆支护参数，有效维护了巷道顶板，支护效果良好。,主要结论,系统地揭示了在采动支承应力强烈作用下，动压巷道围岩整体下沉引起强烈底鼓的原理和控制技术，软弱破碎围岩中锚杆支护围岩强度强化理论、沿空掘巷围岩“大、小”结构等围岩稳定原理与控制技术，为指导现场生产实践提供了理论依据。⑴采动支承应力分布演化规律及主要影响规律；⑵采动支承应力作用下，巷道围岩塑性区分布规律；,主要结论,⑶动压巷道围岩运动规律；在采动支承应力作用下，动压巷道围岩整体下沉；底板围岩中存在一个垂直位移为0的N0点，N0点以上的岩层底鼓，其下的岩层下沉；与此对应，底板中还存在一个0应变点N，N点以上为拉应变区，N点以下为压应变区。,主要结论,（4）动压巷道底鼓力学原理及其控制在采动支承应力作用下，顶板、两帮下沉，引起强烈底鼓和两帮相对移近；应用注浆加固和高强度锚杆加固巷道两帮和底角，减小围岩塑性区范围、减小顶板和两帮的下沉、控制动压巷道强烈底鼓。,主要结论,（5）锚杆支护强度强化理论锚杆和锚固区域的煤岩体相互作用形成锚固体共同承载，锚杆支护（初锚力、支护阻力）提高锚固体的峰值强度、残余强度等力学参数，特别是峰后残余强度的提高尤其显著，改善锚固体的力学性能，控制围岩破碎区、塑性区的发展，实现巷道围岩稳定。,主要结论,⑹综放沿空掘巷“大、小”结构稳定原理及控制技术；建立了综放沿空掘巷围岩大、小结构力学模型，应用滑落稳定性系数K1和转动稳定性系数K2定量描述三角块的稳定性，采用锚杆支护的窄煤柱是沿空掘巷的重要承载结构，窄煤柱合理宽度软煤45m、中硬煤34m。沿空掘巷围岩稳定控制技术合理确定窄煤柱宽度、采用高强度锚杆支护巷道，尤其加强窄煤柱支护，提高其承载能力、减小三角块旋转下沉量，实现综放沿空掘巷整体稳定。,主要结论,（7）应用效果研究成果成功指导了邢台、潞安、徐州、平顶山、兖州、新汶等矿区生产实践，控制了动压巷道围岩变形，显著改善了巷道维护状况、降低了支护成本、提高了资源采出率，保证了煤矿安全高效生产，取得了巨大的经济效益和社会效益。,谢谢,