合理的冻结壁设计是冻结法成功的前提。为了研究井帮位移收敛量对冻结壁厚度设计的影响，采用柱形孔收缩理论，推导出塑性冻结壁和弹塑性未冻地层力学模型的应力、位移完全形式解，建立冻结壁厚度塑性计算公式|采用两种计算公式和数值模拟方法研究工程案例，并验证新公式的正确性|分析了水平地压、冻土的黏聚力与内摩擦角、未冻土的弹性模量与泊松比、未冻土的黏聚力与内摩擦角等参数对井帮变形和冻结壁厚度的影响规律。结果表明：对于完全塑性冻结壁、弹性地层力学模型，考虑井帮位移收敛影响与否，800 m深处冻结壁厚度相差约8.6%，井帮变形量约0.17；在预测千米表土立井井帮变形方面，新计算式具有一定的理论意义与实用价值。

针对主排水水泵房传统设计模式布置复杂、环节多、工期长、后期设备维护等问题，提出采用吸水池代替配水井、配水巷和吸水井的优化方案，设计优化后整个主排水泵房仅由泵房和吸水池组成，并在顾桥煤矿东区二水平主排水泵房应用，相比于传统方案，施工工期减少了约30 d，施工费用降低了18.9%。实践证明，该方案具有布置简单、环节少、功能齐全、工期及施工费用大幅度减少等优点，为煤矿生产创造了较大的经济效益和良好的安全效益。

贵州矿区生态环境脆弱，且地形地貌较为复杂，大多属低、中山垄脊地貌，以此典型地质条件下的攀枝花煤矿11071工作面为研究背景，采用置换条带煤柱开采，一种“采-留-充”结合的减损开采方法，该方法提高了煤炭资源的回收率，降低了采煤对矿区环境和地表的影响，具有重要的应用价值。通过理论分析与计算确定了保留煤柱宽度a不小于20 m，条带开采宽度b为25～35 m，采用数值模拟方法研究了3种条带开采方案的地表变形特征，综合优选“采-留”方案，后针对优选方案充填置换煤柱进行再次模拟分析上覆岩层移动规律，置换煤柱比例为25%、50%、75%，研究了不同置换率充填对上覆岩层移动的影响，根据上覆岩层的条件合理确定置换率，可最大限度地提高资源回收率。研究结果表明：方案“采35 m留30 m，置换率25%～50%”最为合理，地表二次变形不明显，地表变形符合建筑物损毁等级Ⅰ级标准。

为有效解决特厚煤层大采高放顶煤开采设计时，因顶煤坚硬并且工作面上方为采空区，导致矿压显现较小，放煤过程中煤块较大、冒放性差、回采率低等技术难题，在特厚坚硬煤层中采用深浅交替钻孔水力压裂弱化顶煤技术，并在金山煤业13101工作面进行工业性试验，通过FLAC3D数值模拟以及现场监测等多种手段对水力压裂效果进行综合分析。结果表明：在特厚坚硬煤层中采用深浅交替钻孔水力压裂技术，钻孔孔壁四周出现大量微小裂缝以及多条贯穿大裂缝，可有效破坏坚硬顶煤层的完整性，使顶煤能够充分垮落和回收，并且缩短周期来压步距，减小压裂范围支架工作阻力，压裂后顶煤煤块大块最大粒度从800 mm左右下降到300 mm以下，放顶煤回采率提高11.3%，实现了工作面安全高效生产和资源的充分回收。水力压裂弱化特厚坚硬顶煤技术为相似工程设计提供了技术途径和方向。

结合我国煤矿矿井生产规模提高，提升能力加大，提升设备增多的现实背景，介绍了内蒙古葫芦素煤矿主井井塔的结构设计要点，提出了冻融法施工井筒的井塔其桩基设计注意事项，分析了设计过程中对于荷载工况、工况组合的要求及软件计算技巧，总结了双提升机钢筋混凝土井塔结构体系设计、墙体稳定性验算、提升设备基础梁设计、楼板设计、结构共振控制方法。

为了合理确定胜利西二号露天煤矿3号原煤半固定破碎站移设时间节点及移设步距，基于露天开采原理，依据该矿采区转向方式，编制了2023—2027年开采进度计划。通过对各年度采场、排土场工程位置发展情况进行推演，分析确定了3号破碎站合适的移设时间节点及可行的移设路径。依据采剥程序规划，测算了3号原煤破碎站不同移设步距时，开采块段内原煤资源量、原煤汽车运距、胶带运距、破碎站服务年限等指标。结合移设费用补偿法、加权成本最小法确定了3号破碎站经济合理移设步距。结果表明：3号破碎站移设时间节点为2026年4月份前，移设路径为沿采场东帮胶带运输系统布置方向进行回撤，移设距离为1200 m。此时移设费用得到补偿，加权成本最小，经济效果良好。

针对付村煤矿复杂地质条件下异形区段煤柱巷道围岩受二次采动影响易于失稳的问题，结合理论分析、数值模拟和现场实测方法，对下区段煤柱巷道围岩稳定性控制展开研究，主要工作和结论如下：依据砌体梁理论合理配置了密集钻孔切顶技术参数|建立不同煤柱宽度的数值计算模型，模拟研究了不同煤柱宽度条件下受采动影响煤柱及巷道的围岩应力演化特征，验证了切顶参数及补强支护方案的合理性|建立了包含巷道围岩变形监测、顶板离层监测、锚杆(索)受力监测及围岩内部裂隙发展发育监测等内容的矿压监测体系。研究结果表明，切顶卸压方案成功预制了非连续人工弱面，优化了巷道围岩的应力状态，减弱了覆岩运动对煤柱应力的扰动。 

锚杆预紧力对维持煤巷围岩稳定具有重要作用，然而现场工程中因预紧力损失造成的巷道失稳现象普遍发生。分析了锚杆预紧扭矩与预紧力间的转化关系，研究了五家沟煤矿现场锚杆预紧力损失现象，揭示了锚杆预紧力损失行为特征及原因，并探究了不同预紧力损失率下锚杆对围岩应力及位移分布的影响。研究发现：现场锚杆预紧扭矩与预紧力基本呈线性正相关，但受支护构件间摩擦和巷道围岩条件影响，锚杆预紧力损失率均值范围为20%～58%，而锚杆预紧力损失加重可导致巷道浅部围岩应力下降，围岩变形及塑性区深度和体积增加，降低围岩的承载能力。研究可为现场锚杆预紧施工提供指导，提高支护初期巷道围岩的稳定。

针对淮北矿区8#煤层极松软易破碎综放面巷道支护技术难题，阐释了极松软易破碎综放面巷道支护失稳因素，基于支护-围岩协同作用机制，提出了以“巷道破底降帮+锚杆超前支护+锚索支护+超前注水注浆+平顶U型钢棚”支护为主的 “降钻锚注平”支护技术。在此基础上，结合淮北矿区信湖煤矿815机巷地质条件，研究设计了极松软易破碎综放面巷道“降钻锚注平”支护技术，现场试验结果表明：信湖煤矿815机巷从掘进开始到巷道趋于稳定，顶底板相对移近量值最大值为117 mm，两帮相对移近量值最大值为66 mm，巷道支护效果良好，能够有效地控制极松软易破碎综放面巷道围岩的大变形，大幅提升了掘进速度。

为有效治理棋盘井煤矿16#煤开采面临的底板奥灰水问题，分析了水害机理，依据区域治理原则，采取地面定向钻进技术对井底车场范围实施超前注浆加固治理。地面定向钻探注浆治理工程施工1个主孔、11个分支孔，注入水泥量为40360 t，治理面积0.18 km2，井底车场治理区段奥灰顶部隔水层的隔水强度得到有效提高，治理后井底车场附近16#煤突水系数为0.0272～0.0317 MPa/m，小于0.06 MPa/m的临界值，可实现安全开釆。

为解决矿井底板注浆改造钻孔偏斜影响承压含水层水害治理效果的问题，提高矿井水害防治效果，通过研究钻孔偏斜机理、实测钻孔轨迹、总结偏斜规律，制定综合纠偏措施，从而提高钻孔施工精确度。结果表明，钻孔垂向倾角和终孔点垂深误差最大，方位上向右侧偏斜，偏斜相对较小，易形成空白带影响水害治理效果。通过对煤层底板岩性、不同钻具组合进行影响因素分析，提出了增加扶正器、优先使用螺旋钻杆、岩性变化期间控制钻速和给进压力等一整套完整的钻孔综合纠偏措施，大幅提升了钻孔施工的精确性，减少了无效进尺，节省了矿井水害治理成本。

为了研究榆横矿区特大型矿井大采高综采工作面顶板活动规律，基于微震监测技术构建井上下微震联合监测台网，对大海则煤矿首采工作面初采期间初次来压、周期来压、“单面见方”以及推采速度四个影响因素影响条件下的顶板活动规律进行了研究，研究结果表明：顶板破裂峰值一般超前初次来压1天|顶板破裂频度(频次)与周期来压具有持续的相关性|当来压强度小于17000 kN时，顶板破裂强度(能量)与周期来压相关性较弱|工作面“单面见方”前26 m时出现顶板破裂频度峰值，顶板活动在“单面见方”16 m后逐渐趋于稳定，单面见方时顶板破裂高度达到最大值|当工作面推采速度≤1.6 m/d时，顶板破裂强度(微震能量、频次)始终处于极低的水平|当工作面推采速度为2.4～6.4 m/d时，顶板破裂逐渐增强，破裂强度(微震能量、频次)上限增加明显|当工作面推采速度≥7.2 m/d时，顶板破裂强度(微震能量、频次)的下限具有明显增加。

富家凹煤矿11#煤层回采巷道受相邻工作面采动影响严重，巷道易出现变形，影响矿井安全生产。为确保富家凹煤矿11207工作面的安全顺利回采和相邻工作面11205工作面巷道的顺利掘进，采用水力压裂技术在11207回风巷道进行顶板切顶卸压，弱化11207回风巷道顶板坚硬岩层，缩短悬顶距离，优化相邻工作面应力分布，降低对相邻巷道的影响。通过现场调研及钻孔窥视仪观测，发现11207回风巷道顶板存在多段完整岩层与复合顶板，故设计采用后退式分段压裂弱化顶板中完整岩层，并确定了具体的钻孔及压裂参数。基于该工作面垮落情况、钻孔窥视情况及相邻工作面巷道成型情况，综合分析11207工作面水力压裂效果。结果表明：采用水力压裂区段回采工作面垮落步距控制在8 m左右，钻孔裂隙发育明显，相邻巷道未受明显影响，实现了对坚硬顶板的控制。

为了解决东兴煤矿顺层钻孔水力冲孔过程中出现的孔壁失稳塌孔和钻孔瓦斯涌出异常问题，提出分段水力冲孔技术措施。利用FLAC3D模拟和现场试验方法，分析了顺层钻孔连续和分段水力冲孔措施在施工过程中出现瓦斯异常涌出现象的频率，考察抽采效果，研究结果表明：分段冲孔措施能有效地保持钻孔的稳定性，减少冲孔过程中大面积塌孔导致的瓦斯异常涌出|分段冲孔措施可以保持更长的有效抽采时间，提高钻孔总体抽采效果|东兴煤矿1903工作面正常区域顺层钻孔分段水力冲孔宜采用“冲2 m留1 m”的方式，构造影响区宜采用“冲1 m留1 m”的方式。

下组煤煤层气超前预抽已成为煤矿区煤与煤层气共采的重要任务。以寺河井田为例，通过分析3号煤层采动卸压后下伏岩层应力分布、裂隙演化及渗透率变化规律，研究了通过地面抽采下煤组煤层气降低瓦斯含量的可行性，开展了下组煤地面煤层气抽采井位部署方法、钻井技术工艺及关键排采技术等研究。结果表明：下组煤15号煤层渗透率增加约2.20倍，有利于15号煤层进行地面煤层气预抽|根据煤层气开发工程要求，按照地面井下综合分析的方法，优化部署了穿煤柱下组煤水平井煤层气抽采井位，设计了三开钻井井身结构，优化了井眼轨迹设计及钻井轨迹控制技术，研究了不同钻井层段的钻井液体系、裂隙发育段堵漏及分级固井工艺等钻井技术|为有效减少L型水平井排采中管柱磨阻，采用“大井扶斜正+双保接箍防偏磨+导向器降扭矩”工艺。所实施的穿煤柱下组煤水平井，最高日产气量9522 m3，14个月内累计产气量220万m3，产气效果理想，证明了技术工艺的可行性。

为了解决综采工作面中设备种类繁多、设备生产厂商不同导致的设备操作系统与数据协议不统一等诸多问题，以乌兰木伦煤矿12422综采面为例，对薄煤层综采面特点、设备布置情况进行分析，并结合煤矿智能化发展的相关指导要求，建立了井下5G通信网络，将矿鸿操作系统移植入薄煤层综采面设备。研究表明：该系统将设备之间的数据接口和数据协议标准进行了统一，实现了设备之间的互联、信息的互通，并且作业人员可以通过智能防爆手机实现对设备的掌控。矿鸿操作系统在12422薄煤层综采面的成功应用有效的提高了薄煤层的开采率和智能化水平。

平行推进采剥模式下露天矿开采计划编制灵活性不高、操作复杂，针对该模式下开采计划编制结果欠佳、开采品质波动、编制周期较长等问题，提出了露天矿开采计划自动编制方法，构建了该模式下的自动计划编制数学模型。结果表明，生成的计划编制自动化程度高、主观因素干扰少，能获得当前条件下的最优计划编制结果，该露天矿开采计划自动编制方法适用于平行推进采剥模式，各成分目标偏差值小，计算结果快速稳定。

以千米深井安居煤矿5307工作面为工程背景，通过数值模拟和现场实测研究了超千米埋深切顶成巷无煤柱开采卸压效应及采场应力分布特征，并对工作面压力分布进行了分区。数值模拟结果表明，相对于留煤柱开采，切顶成巷无煤柱开采超前支承压力峰值和应力增高系数均有降低，且越近留巷侧卸压效应越明显，切顶成巷实体煤帮应力峰值较留煤柱开采降低6.7%|现场实测结果表明，切顶成巷无煤柱开采工作面倾向压力分布具有非对称性特征，近切缝侧一定范围内出现明显的卸压区，卸压影响范围15 m，切缝影响区内的支架平均工作阻力较工作面中部降低28%，较未切缝的运输巷侧降低22%。

针对大采高工作面存在的端面冒顶问题，采用数值模拟对俯采、仰采及水平开采三种不同状态下的顶板稳定程度和变化规律进行研究。通过理论研究，分析支架在三种不同开采方式下的阻力分布情况，提出了通过前移液压支架合力作用点的方法，可以提高支架的支护效果，间接增强顶部岩体连续性，控制顶板的拉应力，从而控制顶板冒落。以ZY20000/34/70D型支架为例，分析结果表明：通过调节液压支架的阻力分布，水平开采时，使千斤顶垂直分力处于1000～2000 kN之间|仰采时，使垂直分力处于600～1200 kN之间|俯采时，使垂直分力处于320～640 kN之间运行，可以有效的提高大采高工作面顶板稳定性，保证大采高工作面的安全生产。

针对深部开采工作面底板采动破坏带深度实测困难、已知实测数据极少的难题，采用数值模拟与井下钻孔注水试验相结合的方法，分别对林西矿深部工作面底板岩层完整区域、破碎区域底板采动破坏演化规律及深度进行了研究。注水试验实测结果表明：底板岩层完整区域采动破坏带深度为23.58 m，破碎区域采动破坏带深度为37.45 m。数值模拟结果表明：随工作面开采推进，岩层完整的底板采动破坏深度发育将经历“增长-稳定”的过程|岩层破碎的底板采动破坏深度发育将经历“增长-稳定-突增-稳定”的过程|底板赋存小构造(或裂隙)“活化”，并与底板采动裂隙联通，是导致岩层破碎的底板采动破坏深度加大的根本原因。

为解决采煤机截割煤岩过程中摇臂在重载、强冲击下容易损坏的问题，以MG500/1130-WD型采煤机为研究对象，提出一种基于应变模态的采煤机摇臂振动特性辨识方法。利用Block Lanczos方法对摇臂壳体进行模态分析，获得采煤机摇臂前10阶固有频率，分析摇臂壳体与传动系统的2阶模态共振特性。根据实际截割工况，通过EDEM模拟获得截割滚筒三向截割载荷及三向截割阻力矩，使用ADAMS、EDEM、ANSYS对摇臂进行刚柔耦合动力学联合仿真，得到摇臂2阶应变模态固有频率为63.98 Hz，搭建摇臂应变数据采集系统，面向摇臂关键截面的应变响应进行截割实验，并对采集数据进行时域与频域分析。研究表明：应变模态分析与联合仿真所得摇臂2阶固有频率误差为0.52%，摇臂前2阶固有频率的模态分析与实验误差小于5%。应变模态分析方法可有效识别采煤机摇臂低阶固有频率和低频激励，为采煤机摇臂的振动研究提供新思路。

针对目前液压支架电液控系统压力数据量大，干扰信息多从而造成仅仅依靠人工分析难以完成数据提取与动态分析的情况，设计了一种能够对支架压力数据自动提取循环周期、预测以及来压区域划分的方法。首先针对液压支架的工作特点，设计规则，提取正常工作状态下的压力数据作为循环数据，随后通过聚类的方法，结合每个支架压力数据划分出显著来压区域，最后采用LSTM算法对循环压力数据进行预测分析。通过实践证实了该方法的可行性，为矿山压力规律研究及安全开采提供思路。

为了研究顶板定向长钻孔的布孔参数，以东庞矿21215工作面为工程背景，通过利用COMSOL数值模拟软件，建立了5种不同布置方式下顶板长钻孔的瓦斯抽采模型，根据模拟结果确定了“法向间距2 m、水平间距3 m”的钻孔布置方式。根据21215工作面裂隙带高度设计了钻孔的布置参数，同时利用钻孔水平位置理论确定公式验证了布孔参数的可行性。现场应用结果表明，工作面回采过程中顶板定向长钻孔抽采存在稳定阶段和衰减阶段，在衰减阶段钻孔抽采效果降低、上隅角瓦斯浓度提高，分析其原因是由于钻孔高度降低，钻孔完整性遭到破坏导致的。从整体来看，在回采期间上隅角瓦斯浓度为0.3%～0.4%，处于较低水平，说明顶板定向钻孔抽采效果较好，采用该布置方式有效解决了上隅角瓦斯浓度超限的问题。

针对综掘面粉尘浓度超标的问题，以山西长治潞安司马矿综掘工作面作为研究对象，建立了平行出风口形成的双风幕通风系统仿真模型，空气相利用标准k-ε湍流模型，颗粒相利用DPM模型，对综掘面附近的风流场和粉尘场进行了模拟研究。研究表明：双风幕通风系统在出风口导流板的康达效应下，在司机前方产生两道独立的风幕，靠近产尘点的第一道风幕将作业过程产生的大多数粉尘阻隔在主控尘区内|第二道风幕位于第一道风幕和司机之间形成辅控尘区，进一步拦截粉尘|当上下导流板角度α取45°，风口高度H均取30 mm，抽风口离综掘面距离L为10 m时，呼吸带粉尘浓度最小。将双风幕通风系统与传统长压短抽通风系统控尘除尘性能进行比较可知，前者作用时呼吸带粉尘浓度远低于后者作用时，除尘率提高了84%。

采空区残余空隙率是采空区地基稳定性评价及充填注浆方案设计的重要技术参数，为了确定新建变电站场地下伏刀柱式采空区残余空隙率合理取值，采用离散元软件UDEC模拟了2#煤刀柱式采空区覆岩垮落特征，得到覆岩垮落高度为9.0 m。考虑冒落矸石碎胀效应，通过自定义fish函数得到采空区垮落范围内块体的残余体积，分析得到2#煤刀柱式采空区垮落带范围的残余空隙率为0.233。基于模拟得到的残余空隙率，预测得到变电站下伏采空区充填注浆量为25267 m3，预测结果与实际注入量的偏差仅为5.4%。结果表明模拟得到的空隙率能较好地表征采空区垮落范围残余空隙发育程度，可为采空区注浆充填治理提供技术参考。

为研究链环的耐磨性能和接触效应，针对各种链环材料在不同热处理工艺下进行处理，利用ML-100C型磨粒磨损试验机进行对磨试验，研究试样的耐磨性能。并基于神东某千万吨煤矿的链环磨损信息建立不同磨损水平的链环模型，通过有限元法分析了链环的等效应力和变形。结果表明，合金材料中C和Cr、Ni、Mo的含量相对提高，以及选择合理的热处理工艺可以有效增加链环10%～25%的耐磨性能。平环的应力主要集中在肩部、弯臂外侧和直臂内侧，立环的应力主要集中在弯臂外侧和直臂与弯臂的过渡段。平环和立环的变形均体现在接触部位，且平环的变形量大约为立环的1.9倍。

为给煤矿井下加砂压裂泵组研发设计提供科学可依的关键技术参数，通过煤矿井下作业空间特点研究分析，提出分体模块、串式布置的井下加砂压裂泵组布局设计，给出了分体模块加砂压裂泵组的外形控制参数|通过煤矿井下的供水、供电条件系统分析，确定了煤矿井下加砂压裂泵组水电能力的上限|通过我国多省份矿区煤层破裂压力综合研究，基于注水压裂破岩原理和压裂泵做功原理进行分析，提出加砂压裂泵输出压力和排量的理论预设值，并通过压裂泵功率测算、管道携砂流动物理试验和裂缝铺砂数值模拟试验，对预设值进行了校验和模拟试验验证。最终给出加砂压裂泵分体模块外型控制尺寸，高不宜超过2.0 m、宽不宜超过1.4 m，供电电压宜选用1140 V或3300 V，泵组输出压力不应小于30 MPa，输出排量适宜区间为1～1.5 m3/min等关键技术参数的适宜取值。

为研究神东矿区矿井水中主要离子对井下锚索加速腐蚀的影响程度，明晰锚索在井下环境中加速腐蚀的主要因素与腐蚀机理，以神东矿区布尔台矿为工程背景，通过现场踏勘、水质取样与化验获得了井下环境特征与矿井水中6种主要离子含量，并开展加速腐蚀盐雾实验研究加速腐蚀的主要离子成分与腐蚀机理，采用腐蚀形貌、质量失重率、截面积损失率及力学性能衰减四个指标评价矿井水中主要离子对锚索加速腐蚀的影响程度。实验结果表明，神东矿区井下锚索腐蚀反应为吸氧腐蚀，Cl-离子对锚索加速腐蚀的促进作用最大，矿井水中6种主要离子腐蚀影响程度由大到小为Cl-＞SO2-4＞CO2-3＞F-＞Mg2+＞Ca2+，揭示了井下锚索加速腐蚀的机理，对井下巷道的支护设计和锚索使用寿命研究具有重要意义。

为了研究突水巷道注浆后浆液颗粒的初始沉积位置及堆积形态，基于水泥离散颗粒与动水之间的耦合作用建立了浆液沉积运移理论模型|采用室内模型试验分析了浆液在管路中的初始扩散运移形态，探讨了浆液初始沉积位置与动水流速、水灰比和管路内径之间的联系。研究结果表明：浆液初始沉积位置与动水流速、水灰比及管路内径均呈正相关关系|动水流速对浆液初始沉积位置的影响大于水灰比和管路内径，且试验结果与理论模型计算结果相吻合。研究成果可为实际动水注浆施工中注浆行为开始时机的准确把握提供参考。

为了研究不同金属离子对煤泥浮选中细泥罩盖的影响，利用浮选试验和Zeta电位分析等手段考察了不同金属离子对浮选的作用，研究结果表明：钠、钙、镁、铝离子都会不同程度地影响细泥存在下的浮选指标，低浓度的钙、镁、铝离子便可以使细泥罩盖更易发生，而且金属阳离子的价数越高影响越显著。提高捕收剂用量可以减少细泥罩盖对浮选精煤产率的影响，但是会增大浮选精煤灰分。钠离子对细泥罩盖的影响最微弱，但是高浓度的钠离子浓度会通过影响气泡大小及矿浆黏度的方式影响浮选指标，具体表现为钠离子浓度越高气泡越小，矿浆黏度越大。金属阳离子可以通过压缩矿物颗粒表面双电层的方式改变矿物Zeta电位，矿物Zeta电位负值随着金属阳离子浓度的增大而降低，高浓度的铝离子还会使矿物颗粒Zeta电位由负值变为正值。

为解决冲击地压矿井煤帮大直径卸压钻孔只能通过一次钻孔及多次扩孔施工工艺，才能达到预期卸压要求的问题，研发了ZDY20000LK型煤帮大直径卸压钻孔钻机，该钻机具备自动上、卸钻杆和800 m远控功能，能够提高工人施工时的安全性和降低工人劳动强度。此外，研究了钻机配套用260 mm大螺旋插接式钻杆和300 mm塔式PDC钻头，满足一次成孔直径300 mm的煤帮卸压钻孔要求。工业性试验表明：钻机平均钻进效率达到10 min/m，最大孔深81 m，充分验证了钻机结构、液压系统和远控系统的可靠性和稳定性。电磁波CT探测表明：大直径卸压钻孔，弱化了煤体，使得巷道支承压力区的煤体冲击危险性明显减小，且施工卸压钻孔的间距越小其卸压效果越好。研究成果对于大直径卸压钻孔装备的研制及冲击地压矿井卸压钻孔施工具有借鉴意义。

为了对钻孔作业设备寿命进行检验，设计了钻/扭加载试验系统，并对系统进行了液压分析以及结构优化。首先，根据作业设备的使用工况，针对最为重要的推力和扭矩进行了试验台模型和液压原理的设计。然后，采用随机信号控制电磁比例溢流阀来模拟使用过程中突变的推力和扭矩，对液压系统进行了性能分析以及热力学分析，验证了系统的可靠性，并通过增加风扇来保证系统的散热性能。最后，对系统试验台架进行了静力分析和疲劳分析，得出试验台架的应力最大处和变形最大处，根据分析结果，对试验台架进行了合理的优化。分析结果表明，系统能够很好的模拟钻孔作业设备工作时的工况，改进后的液压系统及试验台架均能符合设计需求。

为全面推进数字化转型，提升财务数据质量和财务运营效率，更好地赋能财务管理、辅助经营和支撑决策，文章以传统的国资煤炭企业为载体，以新一代信息技术驱动业财一体化变革为导向，分析了业务和财务深度融合模式下的财务转型需解决的问题，运用云计算、大数据等技术服务优化财务管理流程，创新了数字经济时代的商业方式，提出了企业财务管理转型的战略构想和实现路径。以期实现煤炭企业的业财融合，协同互补，提升企业价值创造能力，实现经济实体高质量发展。

从系统总结新疆自治区煤炭生产和运输现状出发，分析疆煤外运煤源、运输结构、供应范围和运输通道布局及运力适应状况，归纳当前疆煤外运在运输经济性、通道能力和运输组织等方面存在的主要问题和制约因素。结合近一段时期内煤炭供应的形势变化，围绕我国煤炭保供稳价逐步常态化的现实需要，按照国家和新疆自治区新的开发政策和外运目标，研判疆煤外运总体发展态势和市场增长空间，提出疆煤外运通道建设规划和运力保障的初步方案，以及矿区生产、集疏运系统配套完善、运价机制等方面的具体对策，为推动新疆地区煤炭开发，增强疆煤外运市场竞争能力，实现良性发展提供理论支撑和决策依据。