我国冻结法凿井井筒先后穿过500m、600m、700m冲积层，现有规范只有小于500m冲积层的冻结压力取值方法。冻结压力是外层井壁强度和厚度设计的主要计算荷载，研究确定大于500m冲积层冻结压力标准值取值，对外层井壁科学合理设计和井壁安全施工具有重要的理论和现实意义。文章基于国内对深厚冲积层冻结井冻结压力实测结果分析研究，提出大于500m深厚冲积层冻结井外层井壁设计中冻结压力标准值取值方法，可供外层井壁结构设计和施工参考。

为了解决大流速地下水作用下单圈冻结管形成的冻结壁不易交圈或交圈时间延长等工程问题，针对地下水对人工冻结温度场的作用特点，采用在水流上游位置加密布置冻结管的方法对常规冻结方案进行优化设计。基于表观热容法构建了水热耦合数学模型，并通过大型物理模型试验对数学模型的合理性进行了验证。基于该数学模型并结合淮南某矿冻结方案的设计参数，通过数值计算对7种优化方案的优化效果进行了分析。结果表明：在较大流速的地下水作用下，冻结管布置圈的上游位置的冻结效果是影响整个冻结壁交圈时间以及厚度的决定性因素，对上游位置的冻结管进行加密处理后，缩小了相邻冻结管之间的间距，增加了上流区域的冷量供应，从而缩短了上游区域的冻结壁的交圈时间，进而提高了整个冻结壁的冻结效率。当加密的角度为105°，冻结管的间距缩小至1m时，冻结交圈的最大流速达到13m/d，较优化前(8m/d)提高了62.5%，并且对应相同的冻结时间，优化后的冻结方案形成的冻结壁的厚度明显大于优化前。

针对赵固二矿西风井冲积层深度超过700m，国内外类似立井施工经验少，冻结设计指导原则不统一的难题，通过分析总结已施工的深厚冲积层冻结井筒在施工过程中存在的问题，选择强化深厚冲积层冻结壁外侧冻结强度的冻结设计指导原则，采用以外圈为主冻结孔和按冻结孔功能分类布置的布孔方式，结合冻结壁形成特性综合分析方法对设计方案实施效果进行预测和优化，设计了赵固二矿西风井的冻结方案，并提出了井帮温度调控目标曲线。在冻结与掘砌相互配合所创造的良好施工条件下，该井冲积层段外壁掘砌平均速度达到87.1m/月。

斜井冻结技术在国内尚无成熟的理论和技术规范，因此对于服役斜井的冻结段井筒质量加以深入研究探查，意义重大。通过采用现阶段广泛应用的超声回弹综合井壁抗压强度进行复核检测，检测值更接近实际。结果表明，井壁及底板混凝土的现时强度较设计值(或初期值)有所下降，井壁裂缝结果检测显示尚未形成贯穿裂缝。检测结果为保证斜井井筒长期安全运行状态评估，提供了可靠依据。

反井钻井法扩孔施工过程中，井帮缩径和井帮围岩失稳是反井钻井法发展的重难点问题。当扩孔穿过以遇水软化性岩石为主构成的地层时，水对井帮围岩的影响十分突出。以具有遇水软化特性的泥岩为研究对象，首先，通过浸水软化实验，得到不同浸水时间下泥岩的弹性模量和泊松比，再拟合出这两种参数与浸水时间的定量关系，并建立考虑软化效应的参数方程。然后，基于弹塑性模型塑性区位移解，得出扩孔井帮围岩无支护状态下的位移公式，再在此公式中代入考虑软化效应的参数。最后，建立考虑边界效应的井帮围岩位移与浸水时间解析模型，用来评价反井钻井法扩孔施工过程中井帮缩径和井帮围岩失稳的安全性，为反井钻井法的工程应用提供参考。

以沂蒙抽水蓄能电站高压管道竖井为研究背景，理论分析了反井钻机扩孔状态下滚刀的运动状态和轨迹，研究了钻进速度与钻压、转速的关系|在距离地面24m深，井筒直径为2.5m，岩体为花岗岩处试验，通过调节钻杆拉力、转速，并采用动态信号测试分析系统和智能数字转速表，得到了钻杆的钻压和转速，通过数据处理和分析得到了反井钻机钻速和钻压、钻速和转速之间的关系，结果表明理论与试验能够较好地吻合，证明了理论的准确性。

为了延长漳村煤矿服务年限，设计将常村矿第二水平北六采区的资源作为漳村煤矿扩区进行开采，根据漳村煤矿井下及地面生产系统的现有情况，分析了影响漳村煤矿西部扩区开拓的主要因素，确定了新增的辅助工业场地布置在西部扩区的邑子村东北方向，同时在场地内新增副立井和西回风立井两个井筒，并从大巷布置、开采水平、采区划分等方面确定了漳村煤矿西部扩区的开拓方式，漳村煤矿西部扩区方案促进了矿井的科学、均衡生产，为煤矿可持续发展奠定了基础。

为实现松软厚煤层超长综放工作面安全高效回采，对三元煤业松软厚煤层1312超长综放工作面开采关键技术进行了研究。通过理论研究、现场数据分析，对三元煤业松软厚煤层362m超长综放工作面开采设备运输、支护强度、矿压显现及煤壁稳定性进行了研究。结果表明：目前装备配套方案能够满足三元煤业松软厚煤层超长综放工作面支护及运输的要求|超长综放工作面回采期间，相对于200m以下长度工作面，顶板活动更加频繁，倾向方向周期来压呈现不同特性，且矿压显现程度较为强烈，顶板管理难度加大|为改善工作面端面顶板及煤壁的稳定性，需保障足够支护强度，采用双回路供液系统保障足够的支架初撑力，同时应适当加快工作面推进速度，并在煤壁及顶板破碎时采用注浆加固技术。

文章详细介绍了潞安王庄煤矿+540m水平井下辅助运输系统，采用列举计算的方法，从矿井采掘地点分布、设备种类、服务范围、多用途物料需求等入手，计算了井下辅助运输时间，系统研究了影响矿井辅助运输系统效率的诸多因素并进行了量化分析，研究成果为王庄煤矿采取措施解决当前辅助运输问题奠定了基础，指明了方向，对有类似辅助运输问题的生产矿井亦具有十分重要的指导意义。

为了准确测定煤层瓦斯压力，快速高效的设计穿层测压钻孔，以测压钻场与煤层的两种相对位置关系为基础，建立穿层测压钻孔参数计算几何模型，根据模型中钻场、钻孔、煤层之间的空间关系，得出上向穿层钻孔与下向穿层钻孔相关参数的计算公式，利用Mathematic数学软件进行算例分析，取得钻孔设计合适的参数空间，根据计算模型设计煤矿现场测压钻孔并施工，其理论计算长度与实际钻孔长度误差在10%左右，验证了计算公式的适用性和准确性。

结合乌兰煤矿各煤层实际赋存特征，建立力学模型并进行了理论分析计算，确定了采硐及采硐煤柱宽度，同时通过数值模拟分析计算了采硐开采、充填各阶段围岩特征。根据分析计算结果，边帮压煤充填开采技术在乌兰煤矿实践成功，保证边帮稳定的同时大大提高了边帮压煤回收率。

大型露天矿常用车辆在驾驶方式、车型尺寸、标志尺寸等方面均与传统公路标志存在一定差异，传统公路标志设置标准难于满足露天矿常用车辆。为解决矿区标志设置的问题，本文沿用公路标志设置位置计算方法，通过理论分析确定静态盲区是限制交通标志位置设置的主要因素。并通过分析结果建立了包含矿区特点的单个路侧标志设置计算方法。并以禁令标志为例，通过该计算方法求得了在满足车辆制动条件、驾驶员可视条件下标志牌的设置位置，证明了计算方法实用可行。

结合霍西煤田整合矿井2#煤首采区已有的资料，通过现场踏勘和理论分析论证，编制适应地震地质条件而又切实可行的试验方案。经过对勘探区的充分试验，选择合理的采集参数，明确了有效的技术路线并抓住了施工这个关键环节，较好地完成了地震勘探采集工作，得到了较高品质的原始资料。再通过后期资料处理和解释，取得较丰富的地质成果：编制出基本等高距为5m的2#煤层底板等高线图，查明了H≥5m的断层性质、延伸方向及范围，查明了褶幅大于10m的褶皱性质、延伸方向及范围，基本查明了勘探区内2#煤层的采空区范围等内容，较好地完成了本次三维地震勘探所承担的地质任务，并得到2202工作面的实践验证。

为解决王家岭煤矿综放沿空巷道顶板煤体破碎、岩体分布较多软弱夹层且易离层冒落，煤柱帮移近，顶板开裂，片帮，稳定性控制效果较差等问题，确保掘采全过程围岩的稳定性，采用包括试验点调查和地质力学评估、初始设计、井下监测和信息反馈、修正设计和日常监测的动态信息设计方法并基于支护参数选择原则，提出采用树脂加长锚固高预应力强力锚杆、锚索组合支护系统控制12301回风巷围岩的稳定性并通过工程实践与综合矿压监测验证与优化。研究结果表明：示范巷道成功实现高预应力强力支护，掘采全过程锚杆(索)受力基本保持稳定|整个巷道服务期间，虽然煤柱帮仍有较大量值的移近，但顶板稳定，起底量大大减小，巷道断面满足机尾超前架移动等需求，完全可保证安全生产|高预应力强力支护与矿方原有支护相比，技术经济效益明显。

为提高煤炭资源的回采率，保证矿井安全生产，针对任家庄矿110307工作面具体情况，提出了留窄小煤柱沿空掘巷技术，运用理论研究计算了窄小煤柱的宽度及支护强度，最终确定了沿空掘巷小煤柱的留设宽度为6m及护巷煤柱的支护强度为0.628MPa。现场应用效果表明，110307回风平巷采用窄小煤柱沿空掘巷，巷道顶板下沉量为60mm，实体煤侧移近量为220mm，窄小煤柱侧位移量为120mm，底鼓量为300mm，比原支护底鼓量减少75%，两帮移近量减少63%，满足了生产要求|110307工作面采用留窄小煤柱沿空掘巷与以往采用留25m保护煤柱的布置方式相比较，多回收的煤炭资源65100t，多回收的煤炭资源价值1822.8万元。

深井采准巷道支护技术一直影响到煤矿的安全高效生产。针对平煤五矿采区轨道下山工程地质条件，采用理论分析、现场工业性试验等方法，对轨道下山巷道变形原因、变形特征和支护原则等进行了系统研究并进行现场支护试验。研究结果表明：①围岩应力高、岩性差、受采动影响，以及锚注支护方式及参数不合理是造成轨道下山巷道变形破坏的主要原因；②提出了全断面支护、强化围岩自身承载能力、柔性喷层的支护原则，确定了钢丝绳网混凝土喷层结构、注浆锚杆和注浆参数等钢丝绳网锚注支护有关技术参数。钢丝绳网锚注支护在轨道下山巷道翻修中进行了工业性试验，巷道经历了两侧工作面采动影响后，能够满足生产安全需要，减少了巷道维修次数，现场试验取得了成功。

为了验证地面L型钻孔抽采采空区瓦斯效果，以塔山矿8214综放工作面为研究对象，采用数值模拟和理论分析相结合的方法，确定了抽放钻孔布置位置和钻孔结构，设计了L钻孔抽采瓦斯方案。研究结果表明：塔山矿8214综放工作面垮落带高度为35m，裂隙带高度为60m，顶板最大悬露空顶长度为45m，垮落角为45°国钻孔应布置在距采煤工作面顶板40～60m，距帮26～30m，有效解决了工作面上隅角和低位抽采巷的瓦斯超限的问题|钻孔的终孔始终位于工作面上隅角的后上方，有效解决了钻孔与工作面推进在瓦斯治理中的时空匹配问题，达到了高效稳定治理采空区瓦斯的目的。

基于大量的钻孔应力数据，摒弃“分析单测点应力确定超前支护距离”的思维模式，以整条测线应力监测为研究对象，分析其随推采进度的变化特征，得到了超前支承压力变化规律，确定了准确的超前支护距离，结果表明：随工作面推进，测点位置不同，上覆岩层的破断高度不同，应力变化特征也不同，则确定的超前支护距离存在差异|与分析单测点应力变化相比，分析整条测线的应力变化特征得到的超前支护距离更准确|工作面未推采测线时，其应力曲线呈“近高远低”形态，工作面推采时，其应力曲线呈“近乎水平” 形态，近水平跨距为90m。

以担水沟煤矿4101综采工作面为对象，运用UDEC数值模拟、理论计算和矿压显现现场实测等方法，分析了大采高伪斜开采工作面“支架—围岩”系统稳定性影响因素，研究了4101工作面基本顶初次来压规律。结果表明：大采高伪斜开采4101工作面基本顶初次来压呈现明显的分段来压特征，避免了整个基本顶同时破断来压对工作面的大范围影响，但工作面下端头与小断层区域顶板产生应力集中现象，矿压显现相对强烈，应重点加强顶板的管理与控制。

为了有效防治兖州矿区南屯煤矿73上29孤岛工作面发生冲击地压事故，分别利用综合指数法和可能性指数法对工作面冲击地压危险性进行了宏观评价，采用考虑覆岩运动以及采空区煤柱等多因素的耦合分析方法划分了工作面的冲击地压危险区域，并针对不同危险区域提出了大直径钻孔卸压和煤体爆破卸压的防治方案，取得了良好的防治效果。研究成果可为类似地质条件的孤岛工作面冲击地压防治提供一定的借鉴作用。

针对低透气高瓦斯近距离煤层群开采邻近煤岩层大量卸压瓦斯涌入工作面的问题，采用理论分析和数值模拟相结合的方法，分析了工作面顶板裂隙与卸压煤层瓦斯富集的关系，模拟了工作面顶板采动裂隙分布与演化规律|提出了顶板千米定向钻孔抽采采空区上部集聚卸压瓦斯的技术方案|并结合现场14301工作面的实际条件，确定了顶板千米定向钻孔布置的技术参数。现场应用表明：在顶板千米钻场抽采瓦斯观测期间内，瓦斯抽采浓度始终保持在25%以上，最高达到80%，瓦斯抽采纯量在2.0～3.0m/min之间，并且有效抽采浓度的持续时间长，取得了良好的瓦斯抽采效果。

为解决综掘工作面粉尘污染问题，文章以粘附射流通风为理论依据，分析了压风分流分段控风控尘的基本原理，提出了控尘面的存在，并以轴径向出风量及出风口与迎头距离满足最小风速要求为原则，建立了数学关系模型，揭示了轴径向出风量与出风距离之间的影响关系，得到了分段控风控尘关键参数的最佳匹配关系式，并在现场开展应用验证。现场应用表明：依据理论推导得到的控风控尘系统参数，工作面各点粉尘浓度降尘效率可提升95%以上，总体控降尘效率达到98.4%以上，高浓度粉尘被控制在工作面前部一定区域内，作业人员区域粉尘被控制在30mg/m以内，控降尘效果显著，作业环境得到明显改善，验证了匹配参数的有效性。

急倾斜煤层矸石充填开采可以有效的抑制煤层及顶底板动力现象，有利于提高“支架-围岩”系统稳定性。在对急倾斜煤层矸石充填开采围岩移动变形的影响因素分析的基础上，运用UDEC数值模拟软件，对不同煤层倾角、埋深、充填率和充填体强度条件下，围岩的运移规律进行了研究。研究表明：随着煤层倾角的增加，顶板变形量和扰动范围减小，而底板移动变形逐渐增加|埋深越深，围岩的应力集中程度和最大下沉值越高|随着充填率和充填体强度的增加，采场围岩的移动变形量减少，稳定性增强。该研究可以为急倾斜煤层安全高效开采提供借鉴。

我国村庄等建筑物下压煤情况非常常见，为减少巷道的掘进长度、保证采区规划的方正与规整性、尽早出煤获得经济效益，许多矿井将开拓或准备巷道布置在村庄等建筑物的保护煤柱内。为解决村庄等建筑物保护煤柱内巷道布置的地面沉陷预计问题，提出将概率密度函数法用于建(构)筑物保护煤柱内巷道布置的地表沉陷预计中，同时对保护煤柱内巷道布置完全垮塌后地表下沉率、拐点偏移距等参数选取问题进行了探讨，并借助Matlab程序平台对巷道布置的地表移动变形进行了研究。研究及工程应用表明，概率密度函数法及极不充分采动条件下的巷道布置地表沉陷参数选取体系适用于村庄等建筑物保护煤柱内巷道布置的地表沉陷预计工作|结合砖混结构房屋建筑的极限拉伸变形值研究成果，得到保护煤柱内三条巷道布置的地表最大沉陷值约为双巷布置的1.24倍。

鄂尔多斯盆地油、气、煤、铀等能源资源富集，叠置资源开发的矛盾逐渐显现，其中煤炭开采导致区域地下水位下降，可能影响地浸采铀的水文地质条件。以鄂尔多斯塔然高勒煤矿为例，通过分析井田内341个钻孔的煤层顶板岩性组合特征并进行井下放水试验，结果表明，煤炭常规开采对地下水的影响范围大于4.5km，最大降深224.33m，对周边铀矿开采条件影响较大。根据矿井开采条件具体分析了综采长壁全部垮落法、充填开采、房柱式开采和条带开采等4种采煤方法，认为综采长壁全部垮落法在技术和经济上较可行。综合考虑覆岩破坏发育高度、隔水层厚度、含水层富水性及岩性结构、煤矿建设和生产需求等因素，优选出首采工作面位置和煤炭控水开采参数。基于该模型，模拟计算导水裂隙带局部波及含水层时涌水量为229m/h，地下水三维非稳定流数值计算显示20年后地下水位最大降深45.86m，大幅降低煤炭开采对区域地下水的影响。

针对传统的采煤机滚筒调高技术存在着稳定性低，跟踪性能差的问题，提出一种基于改进的模拟退火算法的采煤机滚筒调高控制策略。使用改进的模拟退火算法，以ITAE作为调高系统的性能指标，寻优得到采煤机调高系统PID控制参数。通过MATLAB的simulink工具箱建立控制系统仿真模型，该控制策略具有更好的鲁棒性和信号跟踪能力，可以为煤炭的高效生产提供依据。

为了解决液压支架立柱受采场冲击载荷易于损坏的问题，利用AMESim仿真软件在构建立柱液压系统中的立柱模型、大流量安全阀模型和重锤模型的基础上，建立了立柱液压系统的冲击模型|按照国家对煤矿液压支架试验要求，对立柱进行冲击试验，研究了立柱液压系统的冲击响应特性，得到了立柱缸体内部乳化液压力峰值及变化曲线，得出在冲击载荷作用下需要加强液压支架立柱二级缸缸体强度、液压支架立柱系统达到压力峰值的响应时间与冲击质量和重锤下落高度存在一定关系等结论，从而为采煤工作面供液系统设计和液压支架设计提供重要依据。

为有效分析和准确预测工作面绝对瓦斯涌出量，基于快速独立分量分析(FastICA)和改进的极限向量机(BA-ELM)基本原理，建立FastICA-BA-ELM多尺度时变预测模型进行工作面瓦斯涌出量的预测。利用FastICA对瓦斯涌出量时变序列进行多层深度分解，获取相互独立的多尺度分量|对各分量运用BA-ELM模型进行预测|等权叠加各预测值重构模型预测结果。以屯兰矿12507回采工作面瓦斯涌出量监测样本为例进行分析研究，结果表明：监测数据自身携带诱使瓦斯涌出量变化的大量信息，FastICA-BA-ELM模型能有效反映出监测数据间的本质结构，进一步凸显瓦斯涌出量的非平稳特征|模型预测的平均相对误差为1.577%，平均绝对误差为0.1124m/min，均方根误差为0.1244m/min，较其他模型，其预测精度和稳定性显著提高。为煤矿瓦斯完全管理工作提供了良好的理论与技术支撑。

为了搞清煤层气储层中煤的方向渗透率，针对煤的方向渗透率进行了理论和实验研究。首先采用瞬态法对多个煤样进行了测量，证实了方向渗透率的存在|其次实验结果表明不同的煤样在相同的有效应力条件下测得的方向渗透率差异较大，该研究表明方向渗透率是有效应力的函数。为准确评价煤层气储层，必须确定主渗透率的方位和大小。通过理论和实验两个方面给出了主渗透率的确定方法。在确定了最大和最小主渗透率之后，其随有效应力的变化也唯一确定|另外，主渗透率方位和主地应力方向密切相关，研究提供的主渗透率方位的确定方法也为主地应力的方位确定提供了理论和实验依据。

为了充分理解和认识瓦斯空气预混火焰在弱点火条件的加速演化规律，采用高速摄像机、光电传感器和压力传感器测试了四种形态障碍物(平板、正三棱柱、长方体、圆柱体)、三种阻塞比(20%、40%、60%)下，浓度为8.62%瓦斯空气爆燃火焰的高速摄像照片、火焰传播速率及测点处峰值超压分布等情况。实验结果表明：平板型、正三棱柱型障碍物诱导火焰加速程度较大，长方体次之，而圆柱体影响最小|障碍物能显著加速火焰传播，而其表面的不规整性或曲率突变是火焰湍流化的重要原因|不同形态障碍物对火焰传播初期影响较小，而火焰绕过障碍物后传播速率和压力有明显的增加。实验结论对矿井瓦斯爆炸灾害的预防和控制及其它工业管道可燃气体储运安全具有一定参考价值。

在分析山西龙泉煤矿水文地质特征及工作面突水特征的的基础上，研究了矿区各类水体的水化学及环境同位素特征，确定了01工作面突水水源为太灰、奥灰混合水，利用同位素方法定量计算了太灰水占工作面突水来源的46%，而奥灰水占54%。研究结果表明：应用同位素方法能定量、准确判断出矿井突水的主要来源，可为制订有效的防治水措施提供科学依据。

为了研究离层注浆充填开采对地下水水质的影响，分析了淮北矿区海孜矿Ⅱ102采区的充填开采现状，通过理论分析、数值模拟和现场实测等手段，在研究采动裂隙和离层带空间关系的基础上，进行浆液运移通道探测示踪试验，开展浆液运移规律模拟研究，并在注浆站附近区域和井下采集水样，进行水质检测。结果表明：垮落带高度为12.0～12.8m，导水裂缝带高度为46～52.24m|注浆有效支撑区域面积占整个采空区面积的70%，注浆体形成了有效支撑作用|示踪离子在巷道中出现，说明浆液与巷道具有一定的水力联系|随着时间的推移浆液发生迁移，迁移影响范围在注浆孔的1km之内|注浆浆液对第四系松散层饮用水无影响，但对煤层顶板局部的煤系地层砂岩裂隙水水质造成部分影响，随着矿井水的稀释，该部分影响可忽略不计。

以贵州省都匀市马达岭滑坡为例，基于FLAC3D拉格朗日快速差分算法模拟煤层开挖，揭示边坡变形过程及其滑动机理。研究结果表明：喀斯特地区煤层开采对边坡稳定性有着不可忽视的影响，煤层开挖进深控制边坡垂向优势结构面的空间分布，煤层开挖作业面宽度控制垂向优势结构面的扩展程度，后者对边坡稳定性影响远大于前者|马达岭滑坡的形成与发育可以划分为两个阶段|不利的岩层产状(NW282°∠18°)及大量节理裂隙水的存在，目前可能正在孕育一个规模更大的滑坡地质灾害。

采用离散元法中的粘结模型模拟湿颗粒聚团中液桥的粘结行为，基于离散元软件EDEM及其二次开发构建了等径小颗粒粘结而成的湿煤聚团模型，对于聚团与柔性筛板的碰撞行为进行模拟，研究了碰撞物理过程中聚团内部各部分粘结破碎的规律，分析了碰撞速度，筛板倾斜角度和聚团的旋转速度对于聚团解聚程度的影响，结果表明粘结的破碎区域首先发生在聚团与筛面的接触区，随后由下而上，由中心向四周扩散。碰撞后聚团的解聚程度随着碰撞速度的增大而增大，随着筛板倾斜角度的增大而减小，增大颗粒的旋转速度，有利于聚团的解聚。

目前悬臂式掘进机控制系统，存在数据实时采集难、通信不便以及控制系统自适应差的问题。文章设计了一种以DSP为核心的控制系统，该控制系统利用DSP丰富的外设资源和优越的数据处理能力完成掘进机工况数据的采集解算、与外围设备的实时通信，实现了掘进机截割部精确控制、断面自动成型及远程监控等功能，为掘进机适应自动化、智能化掘进提供技术支撑。

针对目前大倾角液压支架检测技术及装备落后于大倾角液压支架发展水平的现状，开发研制了大倾角液压支架主体结构、旋转系统、液压系统和测控系统，解决了煤层倾角在60°以上的液压支架防倒防滑试验、在倾斜状态下进行复合外加载测试和检测装备无级调高等技术难题，检测装备旋转角度为±90°、均布载荷20000kN、额定垂直外载11000kN、额定水平外载6000kN、额定侧向外载2000kN，台面尺寸7200mm×6000mm。

针对矿井主通风机关键部件在性能分析中存在结构参数不易获取，叶面曲度难以确定等问题，文章以逆向设计理论为基础，通过对模型重构原理与参数化建模方法的研究，提出一种表面特征点数字化提取与设计的逆向建模方法。首先完成风机叶片表面特征数据的数字化扫描并对数据进行预处理，然后提取特征截面轮廓线，并对其曲率特征点进行分析识别，通过生成截面样条曲线再进行曲面重构，实现矿井主通风机的关键部件逆向数字化重构，为风机关键结构参数无法获取的难题提供了一个有效解决途径。

构建了含有资源、经济与环境在内的煤炭产业效率评价指标体系，利用超效率SBM和Malmquist模型对20个煤炭资源型省份的面板数据进行横向和纵向、静态和动态的分析。研究发现：超效率SBM分析结果的纵向对比显示产业效率整体呈上升趋势，横向对比发现20个省份在研究期间的产业效率表现出显著的区域差异性。Malmquist动态分析显示效率提高主要依赖技术进步，纯技术效率和规模效率未发挥作用，表明产业规模与组织管理水平配置还需提升|横向对比显示各个省份之间的效率值存在较大差异且均存在不同程度的波动，整体来看，TFP小于1的省份主要归因于其技术效率的严重落后，须意识到技术进步对煤炭产业发展的重要性，加大相关技术的研发力度，注重技术效率的缺陷，提高技术水平。

以煤矿企业843名矿工为研究样本，运用回归分析法，对煤矿企业员工职业情境中的心理社会风险源进行了实证研究，进一步探讨了职业获得感对职业源情境要素与职业心理健康关系的影响。结果表明劣性职业情境要素中的工作特征对职业心理健康影响最大，其次是组织管理特征，最后才是环境特征。职业情境要素通过职业获得感的中介效应对心理健康产生影响，其中安全感的中介效应大于认同感的中介效应。职业抑郁相比职业焦虑更容易受到职业获得感的中介作用。据此，给煤矿企业的组织管理等方面提出对策和建议，以此来改善矿工的职业心理健康。