沿空巷道围岩压力特征及合理支护原则

王同旭

（山东科技大学能源与矿业工程学院 山东青岛266590）

1 前言

沿空巷道因受邻近工作面采动压力影响，因而较实体煤巷道更难以维护，是煤矿最难维护的巷道之一[1]。沿空巷道稳定性，主要取决于巷道围岩的压力特征，包括邻近工作面采动压力及本工作面采动压力的动载作用方式、动载作用持续时间等[2-3]，压力特征与煤柱宽度及掘巷时间有关，因此根据煤柱宽度及掘巷时间从压力特征角度进行巷道分类是十分必要的；沿空巷道支护，包括掘进期间的基本支护和回采期间的超前临时加强支护，二者的支护原则和要求有显著区别，须根据不同巷道类别的压力特征进行设计。可见，不同类别沿空巷道围岩压力特征，是影响巷道维护的关键因素，沿空巷道支护则必须能够适应围岩压力特征，才能达到既经济又安全的围岩控制目的。

2 支承压力分布特征及沿空巷道的类别

2.1 长壁工作面覆岩运动特征及支承压力分布特征

长壁工作面开采后，顶板覆岩将依次破断、回转、沉降，形成复杂的覆岩破断结构，并引起剧烈的支承压力变化，这是煤矿开采中一切灾害的根源。长壁工作面覆岩运动特征及支承压力分布特征如图1所示[2-3]。

图1 沿工作面宽度方向覆岩运动特征及支承压力分布

可见，沿空巷道由于位于区段煤柱内，需经受两个工作面开采引起的顶板断裂沉降作用的多次影响和叠加影响，相比位于未采煤层中的实体煤巷，稳定性要差很多。因此，如何布置沿空巷道，包括合理煤柱宽度和合理掘巷时间，对其稳定性影响是巨大的。

2.2 沿空巷道的类别

根据图1及上述分析，沿空巷道特点是需要经受邻近工作面采动压力和本工作面采动压力等多次动压影响，从动压特征角度，对沿空巷道进行分类分析是十分必要的，有利于根据不同的压力特征，采取不同的巷道支护与控制原则及支护方案。

2.2.1 按掘进时间分类

根据巷道掘进与相邻回采工作面之间的时间关系，可分为以下四种情况：

（1）提前掘出（双巷布置）

在相邻工作面回采之前，为下一个工作面服务的沿空巷道已经掘出。通常是与相邻工作面的运输顺槽同时掘进（即双巷布置），其优点是在邻近工作面回采期间可以采用双巷进风，也利于下一工作面正常接续。但由于该巷道需经受相邻工作面回采时超前采动压力、后方采动压力、矸石压实长期蠕变压力等全过程作用，尤其是后方采动压力作用期间，顶板运动剧烈，动压特征显著，对煤柱宽度反映敏感，要求留设较大煤柱宽度，才可勉强满足巷道维护。

（2）对头或追尾施工（动压区掘进）

因接续需要，在相邻工作面回采期间，就开始掘进下一个工作面的沿空巷道，包括对头或追尾施工两种方式，属于动压影响区掘进，通常是应该避免的。该类巷道的动压特征，与上述（1）类巷道相比，仅在掘进工作面与回采工作面“相遇区域”显现明显，在其他区域则类似于下述（3）类巷道。

（3）采空区采后较短时间掘进（未稳定区掘进）

因接续需要，在相邻工作面回采结束很短时间内（1～2月内），就开始掘进下一个工作面的沿空巷道。该类巷道的动压特征，较不明显，与上述（1）类巷道相比，只承受“矸石压实长期蠕变压力作用”，且煤柱越大、滞后掘进时间越长，蠕变压力作用衰减越明显。

（4）采空区采后较长时间掘进（稳定区掘进）

在工作面接续允许的情况下，优先推荐采用该种布置。由于掘巷时滞后相邻工作面回采结束时间较长（6个月以上），采空区矸石基本压实或者压实速率显著降低，此时掘进巷道可基本忽略相邻工作面的动压特征。但仍需承受其固定支承压力的影响（近似静载），此时煤柱宽度是影响沿空巷道稳定性的关键因素，应优先采用小煤柱方案（4 m～6 m），将巷道布置在靠近采空区的应力降低区内。

（5）沿空留巷

在相邻回采工作面回采期间，将该工作面的一条巷道（通常为运输顺槽）加以维护，为下一个工作面服务（通常作为回风顺槽）。其优点是利于下一工作面正常接续，且少掘进一条巷道，也可形成“Y”型通风系统，尤其在煤与瓦斯突出煤层，有较好效果。但该巷道与上述（1）类巷道动压特征类似，且由于巷道紧靠采空区，其动压特征更加显著，巷道维护难度更大。

2.2.2 按掘进位置分类

根据巷道掘进与相邻回采工作面之间的位置关系（煤柱宽度），沿空巷道可分为以下四种情况：

（1）煤柱较大，巷道位于支承压力影响区外原岩应力场

（2）煤柱中等，巷道位于支承压力高峰区

（3）小煤柱，巷道位于内应力场

（4）无煤柱，即沿空留巷，巷道位于内应力场

上述两种分类的组合可以形成多种类型，几种常见的情况见图2所示。可见，其沿空巷道的动压特征是有显著差别的，巷道稳定性及支护与加固原则也应有明显的不同。

图2 沿空巷道典型类别与压力特征

3 沿空巷道压力来源与作用特征

显然，沿空巷道压力来源与作用特征，与上述2.2的沿空巷道类别组合有关。不同组合关系，将有显著不同的围岩压力及显现特征。

3.1 支承压力影响范围外布置巷道

巷道布置在支承压力影响范围外时，围岩压力特征与实体煤巷道类似，以静载为主，其压力的来源视原始应力场特征，可能有2种情况：

（1）单一重力作用的原始应力场，压力来源于上覆岩层的重力（一般以垂直应力为主）。

（2）存在残余构造应力的原始应力场，压力来源于重力和残余构造应力的综合作用（一般以水平应力为主）。

两种情况下，巷道围岩压力均与煤层埋藏深度大致呈正比关系。

3.2 支承压力高峰区布置巷道

巷道布置在承压力高峰区时，其围岩压力特征近似为动载应力剧烈扰动作用，压力来源，视原始应力场特征及巷道掘进与相邻回采工作面之间的时间关系，可能有2种情况：

（1）单一重力作用的原始应力场及2.2（1）（2）（3）（4），压力来源于采动影响范围岩层整体重量（从支承压力影响边界开始伸展到地面变形边界所包围的移动覆岩的全部），可达原始应力场的1.5～2.5倍，其中2.2（1）（2）还要考虑顶板断裂扰动应力波作用。

（2）存在残余构造应力的原始应力场，将同时受到1.5～2.5倍自重应力和不变的原始构造应力的双重作用，其中2.2（1）（2）还要考虑顶板断裂扰动应力波作用。

由于存在1.5～2.5倍的应力集中系数，其中2.2（1）（2）还要考虑扰动应力波作用，因此其围岩压力显著增大，且煤层埋藏深度的影响更为显著。

3.3 在采空区边缘小煤柱布置巷道

巷道位于顶板断裂线附近，顶板断裂后将回转沉降直至触矸并压实矸石，基本属于“给定变形”状态[3]，沉降量主要与顶板断裂位置、煤层采出厚度及冒落顶板碎胀充填高度、断裂顶板长度等参数有关，属于典型的“位移加载”方式。

对2.2（1）（2）情况的小煤柱沿空巷道以及2.2（5）沿空留巷，上述“位移加载”将直接施加于已掘进巷道或在掘巷道及小煤柱上，巷道围岩将剧烈变形甚至破坏，其围岩压力特征主要体现为由基本顶“断裂-触矸”过程的位移加载作用；位于断裂线附近的巷道围岩受到的扰动应力波作用也将十分显著。

对2.2（4）情况的小煤柱沿空巷道，其围岩压力特征则近似为静载作用。掘巷时上述“给定变形”和“位移加载”已经结束，边缘煤层已遭到不同程度的破坏，该范围的压力高峰已向煤层纵深转移，存在的原始构造应力也已释放。因此，小煤柱巷道仅受破断覆岩岩层重力作用，与埋深及构造应力关系不大。这对深部高应力条件沿空巷道是十分有利的。

对2.2（3）情况的小煤柱沿空巷道，顶板剧烈运动虽已停止，但顶板压缩矸石的运动尚未完成，因此，尚需额外考虑蠕变压力的影响。

4 沿空巷道合理煤柱宽度设计

沿空巷道合理煤柱宽度设计，既要考虑煤柱损失，也要考虑煤柱及沿空巷道稳定性。这里主要从后者进行分析。综合上述不同类别的沿空巷道围岩压力特征，合理的煤柱宽度设计应该考虑以下原则：

1）在相邻工作面采空区顶板运动稳定、矸石基本压实的情况下，应采用小煤柱掘进巷道，煤柱宽度一般取4 m～6 m，甚至2 m极小煤柱（见6.1）。

此时，由于巷道围岩处于低应力区和压缩变形能量释放充分区域，因此一般不会出现大的煤炮或冲击地压现象以及煤与瓦斯突出现象；支护受力较低，围岩变形较小，巷道维护较容易。

如前所述，此时的巷道围岩压力与煤层埋深及构造应力关系不大，主要由直接顶自重和部分破断覆岩压力决定，因此，越是深部矿井以及构造应力复杂煤层，越应坚持在“稳定的低应力场小煤柱掘进巷道”的原则，越不宜采用大煤柱方案，尤其是有冲击地压危险和（或）煤与瓦斯突出危险的煤层。

2）在相邻工作面回采期间或相邻采空区顶板运动尚未稳定的情况下，应采用大煤柱方案

此时巷道既不能布置在“内应力场”内，也不能布置在应力高峰区内，而只能布置在支承压力影响区之外的近似原岩应力区，因而必须留设较大煤柱宽度[4]。

此时若将巷道布置在“内应力场”内，则巷道需经受覆岩破断沉降过程的直接作用，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量都将很大（直接顶厚度与采高之比越小、基本顶来压越明显，巷道变形破坏也越严重），一般支护都难以满足该变形需要，支护将严重破坏。

此时若将巷道布置在应力高峰区（10 m～25 m范围），则巷道掘进过程中，将出现煤炮频繁现象，甚至发生冲击地压及煤与瓦斯突出等动力灾害，围岩变形破坏严重，一般支护难以满足该剧烈变形的要求而受到破坏。此外，由于原始应力没有得到释放，因此埋深越大、构造应力越复杂，沿空巷道变形也越严重。

5 沿空巷道围岩合理支护原则

沿空巷道围岩合理支护，包括考虑静载压力的基本支护和考虑动载影响的临时加强支护，后者包括本工作面回采期间的超前支护。由于临时加强支护范围是一个移动的局部区域，而不是全巷道长度统一支护，且几乎所有加强支护都可重复使用，因此即使采用较高成本的加强支护，也不会增加太多巷道支护成本。所以，一般来说，基本支护可不考虑动载影响，而采用相对简单的支护，以节省成本、提高掘进速度，而将工作面回采期间的动压影响，全部或主要由临时加强支护（包括超前支护）来承担。可见，加强与超前支护，是沿空巷道维护的关键一环，必须予以重视。

5.1 沿空巷道基本支护设计原则

1）相邻采空区基本稳定，煤柱宽度4 m～6 m情况下的巷道支护

由于巷道处于稳定的“内应力场”内，支护对象主要为煤层直接顶自重及其变形压力。因此，掘进阶段，巷道较易维护。由于”内应力场”内煤层及顶板裂隙较发育，基本支护的重点是防止局部冒顶与片帮，采用可及时施作的锚网支护十分必要。此外，根据顶板（顶煤）破碎范围，增加长锚索支护，也是防止局部冒顶的有效手段。

要注意的是，破碎围岩中锚杆预紧力普遍较低，开始时上紧的锚杆，也会很快松弛，不能充分发挥锚杆的主动加固作用，因此如何提高并长期保持锚杆预紧力，是该类巷道需要重视解决的主要问题之一。

2）在未稳定的采空区边缘掘进巷道或沿空留巷时的巷道支护

此类沿空巷道维护困难，变形破坏较严重，必要的二次修复是必要的；巷道支护既要有足够的支护阻力也要有足够的允许缩量；需要采取比较复杂联合支护，且成本较高，修复工作量往往较大，现有支护还不能很好满足其剧烈变形控制要求。

3）采用25 m～30 m以上的大煤柱掘进的巷道支护

此时，巷道的支护基本可以与实体煤巷道支护相同，支护难度取决于埋深及构造应力大小，煤层强度。

5.2 动压区临时加强支护原则（包括本工作面回采期间超前支护）

由图1的工作面覆岩运动特征及区段煤柱受力特征可以看出，在本工作面回采期间，无论采用哪种巷道布置方式，沿空巷道由于受到相邻工作面和本工作面支承压力叠加作用，在超前支护段的围岩变形量一般均比较严重。因此，沿空巷道的超前支护范围及支护强度，均必须加强。其他情况的动压区临时加强支护也具有类似特征。

超前支护主要从承受动压影响角度设计可靠的支护系统，可采用分段加强支护方案与分段加强范围。为适应超前支护动载特征，要求支护既有足够的支护阻力（强度）以抵抗变形，也要有足够的可缩量。目前，常用的超前支护形式包括：单体液压支柱配金属顶梁和底板梁或铁鞋、自移式巷道液压支架、注浆锚索等。单体液压支柱支护存在的主要问题，是软岩巷道或强烈采动影响巷道中支柱抵抗变形能力不足，支护密度很大，钻底严重致使支护阻力不能充分发挥及回收困难，工人劳动强度大；自移式巷道液压支架存在的问题，一是要求的巷道满足断面大、顶底板较平整、围岩变形不能太大等要求，否则影响正常移架，二是反复降架-升架，对巷道顶底板破坏较严重，甚至会破坏已有顶板支护系统；注浆锚索代替传统单体支护的趋势最近几年有所发展，但锚索支护毕竟属于围岩内部支护，在顶板较破碎或动压剧烈时，不能发挥信号树的功能，此外，由于是沿巷道全程布置且不能重复使用，支护成本很大，失去了超前支护局部存在和重复使用的成本优势。从发展趋势看，发展自移式巷道液压支架，是解决动压区临时加强支护的可行途径，现有支架比较笨重，对地质条件要求较高，因此，如何使巷道支架轻型化、提高适应性，是其需要解决的关键问题。

6 工程案例分析

为进一步说明上述关于不同沿空巷道类别的围岩压力特征及其显现规律，下面以本文作者承担的几个典型工程项目为案例加以分析。

6.1 沿稳定采空区边缘布置巷道

兖矿集团兴隆庄煤矿3306综放工作面所采煤层为3煤，煤层倾角1°～12°，平均5.5°。煤层厚度8.50 m～9.28 m，平均8.95 m。普氏硬度f=2.3。为减小煤柱损失，进一步探索小煤柱护巷机理，进一步减小4 m小煤柱沿空巷道两帮变形，在3306综放面进行了2 m极小煤柱沿稳定采空区边缘掘进支护与防灭火技术试验[5]。

采取的极小煤柱及沿空巷道支护与加固技术包括：①基本支护中以高预紧力为核心，采用高强度锚杆锚索支护，并在锚杆支护设计中考虑动载影响，以修正锚杆强度，确保沿空巷道支护可靠；②极小煤柱沿空顺槽采用ZT24500/20/38型“自移式巷道支架”超前支护，该支架工作阻力达24 500 kN，支护强度达0.495 MPa，初撑力达19 780 kN，底板比压达0.92 MPa，对顺槽顶底板提供强大的支护强度，减小顶板下沉量，也减小采动压力对极小煤柱的破坏。

图3为掘进期间2 m宽极小煤柱沿空顺槽变形速度曲线。

图3 掘进期间极小煤柱沿空顺槽变形速度曲线

观测表明，掘进期间巷道顶板累计下沉量21 mm，平均下沉速度1.2 mm/d，最大下沉速度6 mm/d；两帮累计移近量75 mm，平均移近速度4.2 mm/d，最大移近速度20 mm/d；巷道在掘出的0 m～45 m范围内，顶板与两帮变形比较明显，距迎头45 m～100 m变形逐渐缓慢，距迎头100 m～200 m以外巷道处于稳定状态。

图4为工作面回采期间极小煤柱沿空顺槽超前段围岩变形观测结果。

图4 工作面回采期间极小煤柱沿空顺槽超前段围岩变形观测结果

观测表明，自切眼推进10日开始，工作面前方60 m左右的沿空顺槽煤柱侧开始出现明显变形，煤柱侧移近速度30 mm/d～50 mm/d。煤柱变形形式为沿底板上方0.5 m煤岩分界处的泥岩夹层产生整体滑移，滑移台阶明显，但小煤柱表面整体性较好，无明显裂隙发育，现场SF6数据以及束管检测数据表明邻近采空区漏风量较小。

研究结果表明，留2.0 m煤柱沿空掘巷时，塑性区已扩展至煤柱整个宽度，煤柱中央稳定核区消失，但由于处于应力降低区域，加之双侧锚杆（网）的强力支护加固作用有效限制了非稳定塑性区扩展，使煤柱处于稳定的塑性状态，煤柱及巷道因开挖引起的变形较小，表明加固后的煤柱仍有较高的承载能力；在极小煤柱沿空顺槽中，采用初撑力及工作阻力均十分强大的巷道支架对控制顺槽顶底板变形，减轻小煤柱所受动压影响，发挥了十分重要的作用；试验取得了圆满成功。

6.2 小煤柱动压影响区布置巷道

兖矿集团兴隆庄煤矿3303综放面与3302综放面相邻，其基本地质条件与6.1的3306综放面类似。为研究试验综放面小煤柱双巷布置的可行性，在3302工作面回采前，提前掘进3303工作面回风顺槽320 m，与3302面运输顺槽间煤柱4 m，在3302面和3303面回采期间进行了详细的矿压观测研究。

图5、图6分别为3302面、3303面回采期间试验巷道变形观测结果。

图5 3302面回采期间试验巷道围岩变形速度曲线

图6 3303面回采期间试验巷道围岩变形速度曲线

观测表明，3302面回采期间，当试验巷道进入工作面后方区域时，围岩变形尤其是煤柱帮移近速度十分剧烈。其中：

（1）剧烈区开始位置（变形速度＞10 mm/d位置）：当测点位于3302工作面前方14.9 m时，两帮变形速度开始超过10 mm/d，进入剧烈变形区域，而当测点位于3302工作面后方-2.9 m时，顶底变形速度开始超过10 mm/d，进入剧烈变形区域。

（2）变形速度的峰值位置：当3302工作面推过39.5 m时，两帮速度达到最大值132 mm/d；当3302工作面推过47.5 m时，顶底位移达到最大值80 mm/d。

（3）变形剧烈区结束位置（变形速度＜10 mm/d的位置）：当3302工作面推过122.7 m时，顶底位移速度开始小于10 mm/d，两帮速度达；当3302工作面推过142.3 m时，两帮位移速度开始小于10 mm/d。

（4）稳定变形区：在3302工作面推过142.3 m以后，变形渐趋稳定。

（5）变形比：在两帮的变形中，煤柱帮的变形占两帮变形的77%，而实体帮仅占27%。在顶底变形中，顶板下沉占64%，底鼓占36%。

观测结果表明，3303回采期间，试验巷道的工作面超前影响范围60 m，顶底板移近量平均230 mm，最大262 mm，顶板下沉量平均113.5 mm，最大115 mm，底鼓量平均115.5 mm，最大145 mm，两帮移近量平均472.5 mm，最大507 mm，上帮煤柱外鼓量平均250 mm，最大285 mm。

通过现场试验获得以下结论：

（1)3303综放面上顺槽采用4 m小煤柱双巷布置试验，经历了3302综放面超前支承压力影响阶段、3302综放面后方动压影响阶段及3303综放面超前支承压力影响等3次动压作用。其中3302综放面超前支承压力影响阶段巷道变形较轻微（最大值为100 mm～200 mm）、3302面滞后压力影响阶段巷道变形最为剧烈（最大值达1 000 mm～1 500 mm）、3303综放面超前影响阶段巷道变形较大（最大值400 mm～1 000 mm）。

（2）3302综放面后方动压影响范围很大，变形速度峰值位于工作面后方32 m～75 m；剧烈变形区范围达工作面后方97 m～156 m，而稳定区则位于工作面后方160 m～200 m之后。

（3）3302综放面动压剧烈影响阶段，巷道两帮变形中煤柱帮变形占80%以上，巷道顶底板变形中，底鼓量占70%以上，而顶板及实体帮煤体变形较小，稳定性较好，巷道顶板0 m～6 m范围内没有出现明显离层现象，而是整体偏转下沉。因此巷道修复主要是对煤柱帮及底板进行扩帮和起底。

（4）3303综放面采动影响阶段，巷道煤柱侧变形量较小，煤体喷浆层的破坏较小，锚杆稳定。但顶板下沉及底鼓量在进入工作面前方30 m以内明显加大，高2 600 mm～2 800 mm左右的巷道缩小为2 100 mm～2 400 mm，部分巷道需要落底，但巷道顶板的完整性仍较好，在采空区后方悬顶距离达40 m左右。

6.3 宽煤柱双巷布置或对头施工

塔山矿8210工作面开采3-5#合并煤层，厚度11.1 m～31.7 m，平均19.4 m。煤层倾角1°～3°，埋深300 m～500 m，属于典型的特厚复杂破碎煤层条件。在相邻的8208工作面回采期间掘进8210工作面回风顺槽，煤柱宽38 m，属于宽煤柱“相向对头施工”布置[6]。

图7为现场实测的煤柱内应力最大值分布曲线。图中横坐标从在掘巷道（8210回风顺槽）一侧开始，应力测点最大深度30 m。

图7 煤柱应力最大值分布规律

图中，右侧大的应力高峰为8208工作面回采期间形成的（一次采动），左侧小的应力高峰为8210工作面回采期间形成的（二次采动）。可见，38 m煤柱中一次、二次采动全过程应力分布为双峰型、非对称分布，由于煤柱宽度较大，两个峰值之间相互影响较小，两个高峰影响区之间的距离为10 m左右。说明留设38 m煤柱，可有效避开邻近工作面的一次动压影响。

巷道变形观测结果分析：

巷道变形，是采动压力、巷道围岩性质等多种因素综合作用的结果，分析一次采动、二次采动过程中巷道变形规律，可以辅助分析煤柱应力分布特点，并检验煤柱宽度的合理性。

（1）一次采动期间

8210面回风顺槽顶底板在8208面前方20 m至后方160 m范围受到影响，但影响程度较低，该范围内每天收敛速度在1.0 mm以上，最大为4.2 mm；两帮在工作面前方20 m至后方200 m范围受到影响，影响程度也较低，该范围内每天收敛速度在1.0 mm以上，最大为2.7 mm每天。观测巷测点从位于8208面前方50 m至后方500 m左右，3个月时间，顶底板累计收敛值仅为8 mm～85 mm，两帮累计收敛值仅为25 mm～81 mm。再次说明留设38 m煤柱，可有效避开邻近工作面的一次动压影响。

（2）二次采动期间

8210面回采期间，回风顺槽变形比较剧烈，工作面前方100 m范围内顶底板累计收敛值达到1 000 mm～1 400 mm，两帮达到600 mm～1 000 mm，少数单体液压支柱被压坏。

说明在留设38 m煤柱情况下，复杂特厚煤层综放开采巷道变形与破坏主要发生在二次采动期间，即本工作面超前压力影响阶段，因此加强本工作面超前支护强度与范围，是减小沿空巷道变形的关键所在，在复杂特厚煤层综放开采情况下更是如此。

7 总结与分析

沿空巷道围岩压力特征，是决定巷道稳定性的关键因素，而支护的作用则处于辅助地位；位于支承压力明显影响范围之外的宽煤柱沿空巷道，或沿稳定采空区边缘小煤柱掘进的沿空巷道，其围岩压力特征近似为静载作用；位于动压区域的中等煤柱沿空巷道，其围岩压力特征近似为动载应力剧烈扰动作用；位于动压区域的小煤柱沿空巷道或沿空留巷，其围岩压力特征主要体现为由顶板覆岩“断裂-触矸”过程的位移加载作用。设计中要首先科学分析各类沿空巷道的围岩压力特征，选择最有利的巷道布置方式，避免不利情况的出现；在此基础上，优化支护方案，使之适应所选巷道布置的围岩压力特征，要根据围岩动力特征分别考虑掘进时的基本支护和回采期间的临时加强支护。加大动压区临时加强支护的范围和支护强度，是改善沿空巷道维护状况的重要措施，可考虑采用高支护阻力的巷道液压支架代替单体液压支护，当然现有巷道液压支架的适应性仍有待改进，可考虑适当简化和适当轻量化，以适应不同的沿空巷道动压区临时支护。关于沿空巷道围岩动压特征的定量化问题，仍是今后需要研究解决的重要课题。