深井煤巷掘进突出危险性高, 布置底板岩巷条带预抽煤层瓦斯是降低煤层瓦斯压力、掩护煤巷安全掘进的有效方法。底板岩巷的层位布置及其与上部煤巷之间的相互影响是值得研究的问题。本研究通过数值分析方法, 以首山一矿为工程背景, 基于采面地质条件建立了离散元数值模型; 根据巷道掘进先后关系, 从岩层应力变化、围岩变形、损伤分布分析了不同垂距下底板岩巷与上部煤巷之间的相互影响。研究结果表明: 底板岩巷对上部煤层有一定的卸压作用, 随着两巷垂距的增加, 煤体应力降低幅度减小; 煤巷掘进对底板岩巷围岩变形有较大影响, 增加垂距会降低影响程度; 底板岩巷的围岩损伤受底板岩巷层位选择的影响较大, 损伤区域主要发生在软岩层、薄岩层附近。首山一矿工作面最终确定底板岩巷与煤巷的垂距为12m, 现场考察结果表明此垂距下底板岩巷和煤巷稳定性良好。

针对缓倾斜煤层群开发过程中由于辅助提升及运输系统复杂引起的一系列问题, 提出以无轨化辅助运输系统为改造目标, 以新建缓坡斜井为改造方式, 对沙吉海一号矿井进行辅助提升及运输系统改造。结合井筒布置情况, 对矿井进行开拓优化设计, 采用缓坡斜井兼做采区辅助运输上山的方式开发煤层群, 减少采区个数, 延长各采区服务年限, 有利于缓解矿井采掘接续紧张的局面。对于新疆地区煤层群开发, 沙吉海一号矿井开拓优化思路有一定的借鉴意义。

为解决我国煤矿资源深部开采时的热害问题, 提出了一种矿井深部热能存取一体化系统的设想, 剖析了该系统的内涵与技术框架, 介绍了该系统内井下围岩取能系统、地面热交换系统、蓄热系统及智能监控系统协同运行过程。该系统在巷道围岩水平钻孔并布置取热换热器提取围岩地热能,经井下热泵机组进行地热能的转换与输送, 部分热能用于地面供热系统, 富裕热能储存于蓄热系统以达到工作面降温需求。阐述了围岩热能高效提取、地下空间充填蓄热, 集成稳定性控制、污染物防治与安全保障等关键技术, 提出建立地面井下空间维度上的热能“共建—共储—共享” 模式。针对系统运行优化管理, 考虑以热需求与冷需求为双重目标配置优化开采工艺与运行策略的协同度, 提出将工作面风流温度降至26 ℃时所采集的岩层热量为地面供热量及采空区储热量之和。

工作帮坡角大小直接影响剥离量和生产剥采比的大小，增大工作帮坡角可以减少超前剥离量, 降低生产剥采比，节省运距，降低生产成本。但在提高工作帮坡角的同时，需要注意露天矿“二量”，保证露天矿能够持续稳定地生产。以红沙泉露天煤矿为工程背景，研究工作帮坡角与超前剥离量、生产剥采比的变化关系，并结合现场生产实际条件，提出实现工作帮陡帮开采方案。结果表明：工作帮坡角每增加2°，减少超前剥离量4. 84 Mm3, 生产剥采比降低0.22m³/t；确定将剥离台阶两两组合时，工作帮坡角提高至12°，生产剥采比可降低至2.7m³/t，同时保证露天矿“二量”要求。

定量预测戈壁区露天矿开发过程中风蚀扰动和机械扰动产生的无组织扬尘的浓度和影响范围是露天矿大气环境影响评价的重点和难点。以红沙梁露天矿为研究对象, 基于扬尘源颗粒物排放清单编制技术指南（试行）和ADMS-EIA 软件, 建立气象数据预处理—无组织源强核算—模型定量预测的评价策略, 以等值线图可视化扬尘控制措施下TSP、PM10 和PM2. 5 网格浓度。研究表明, 露天矿开发无组织扬尘主要集中在扰动工作面1000 m 范围内, 相比定期洒水扬尘控制措施, 使用化学覆盖剂对主导风向下风向500 m 处TSP、PM10和PM2.5浓度贡献分别降低56%、56%和41%。露天矿无组织扬尘源定量化预测可为大气环境防护距离确定和污染控制措施可行性评估提供支撑。

针对选煤厂筒仓底部结构空间形状复杂，混凝土填料体积计算精度不足的问题，详细探讨了两种不同的计算方法。首先，提出一种基于Excel表格参数化输入及空间分割技术的方案，即将复杂区域划分为n个可量化处理的弓形面积，通过累加这些细分区域的体积以近似得到整体填料体积，这种方法称为分割法；其次，运用微积分原理对筒仓内壁与方形开口间过渡区域的三维几何体进行解析计算，从而得出更为精确的数学模型。通过对这两种方法的对比分析及与实测结果的比对，结果发现，分割法优势在于直观易懂，适合快速估算，误差为-0.90%；而微积分法则具有较高的理论精度，适用于复杂形态下的精确计算，误差低至0.46%。

为研究大断面斜井富水砂化层段注浆改性及围岩控制技术，以曹家滩煤矿主斜井为工程背景, 通过数值模拟对比分析了未注浆和使用普通硅酸盐水泥、水泥-水玻璃及SJP注浆材料进行注浆时砂化层涌水及围岩控制效果，提出了合理的过砂化层段围岩控制方案。研究结果表明：采取注浆后的巷道围岩变形量、塑性区范围及透水能力大幅度减小，SJP注浆材料的围岩控制及防渗能力要优于普通硅酸盐水泥及水泥-水玻璃注浆材料，通过喷射混凝土及架设U型钢棚可以有效控制斜井砂化层段围岩变形。现场工程应用表明：采用SJP注浆改性后，斜井砂化层段涌水量由27m³/h缩减至17m³/h，治理段井筒结构整体受力状态良好，斜井井筒结构安全稳定。

针对禾草沟二号煤矿1105 工作面回风巷出现的矿压显现异常、支护困难等现象，结合矿井实际情况，确定采用沿空留巷支护技术。通过数值模拟和现场实测相结合的方法对切顶成巷矿压规律进行研究，研究结果表明：切顶留巷后，巷道顶板垂直应力明显下降，工作面回采过程中，顶板应力变化呈单峰分布，工作面超前支承应力影响范围大于60m，工作面侧向支承应力影响范围约为60m，当工作面回采到90m时，巷道顶板垂直应力变化达到最大。根据矿压监测结果,薄煤层切顶爆破之后, 恒阻锚索受力明显减小，成巷效果良好，恒阻锚索和巷道围岩变形均呈现“稳定—快速—缓慢—稳定”的变化趋势。巷道顶底板最大变形位置为巷道中部, 顶板在工作面回采110m后达到稳定状态，底板在工作面回采80m后达到稳定状态。

基于神东矿区井下长距离定向钻机精准探测施工实践, 充分发挥长距离定向钻机具备的探测精度高、探测距离远、可以随时灵活调整钻头方位的特点, 以掘进工作面先探后掘超前探测施工、远距离疏放上覆采空区积水施工以及断层构造准确探测施工为工程实例, 研究了长距离定向探测钻孔的轨迹设计方法和施工工艺, 并通过对各种钻孔施工工艺及工程经验进行总结, 分析研究了探测过程中相关的判定标准, 得出了以钻孔孔口返水量、返水颜色、返渣沉淀物特征、孔口气体成分含量和钻进阻力为主的钻探成果判定因素指标, 形成了长距离定向探测施工的科学判定依据。

针对深部煤矿仅采用局部卸压措施难以有效消除顶板型冲击地压难题，分析了厚硬顶板动静载荷叠加诱冲原理，提出了地面水力压裂改造顶板力源结构防治冲击地压技术，在此基础上，结合文家坡矿4107工作面开采及地质条件，进行地面水力压裂厚硬顶板试验，现场试验结果表明：厚硬顶板悬而不垮提供静载荷基础，突然破断提供动载荷增量，动静载荷叠加突破临界载荷诱发冲击启动；采取地面水力压裂致裂厚硬顶板，地层在压裂液压力的作用下能够大范围破裂, 地面压裂缝长301~332m, 缝高50~58m, 缝宽50~60m；通过人造解放层，降低厚硬顶板的强度和完整性，长梁变短梁，大块变小块。可见，地面水力压裂技术致裂顶板，降低了巷道围岩应力集中程度，保障了工作面顺利回采。

为了提高地下工程竖井定向精度, 阐释了连接四边形法竖井定向方法, 用一个角和一条边为参数确定对称四边形, 构建了连接四边形严密平差模型, 采用间接平差进行网形精度评估。编写程序遍历条件角和条件边计算定向边精度, 绘制等值线, 定量分析连接四边形法最优图形。该研究对于地下工程竖井定向具有实际应用价值。

为确定中厚煤层坚硬顶板条件下切顶留巷关键技术参数，以安徽宿州界沟煤矿1026工作面运输巷道为工程背景，建立了坚硬顶板切顶留巷力学模型，采用理论分析、数值模拟及现场试验等方法，明确了切顶高度、角度与钻孔间距对切顶效果的影响规律, 确定了1026工作面运输巷道合理切顶留巷关键技术参数：切顶高度10m、切顶角度0°以及钻孔间距0.5m。现场实测结果显示，1026工作面运输巷道留巷段累计顶板下沉量170~250mm，采空区侧与实体煤侧液压支架滞后工作面180~200m压力值稳定，锚索锚固有力，切顶留巷效果良好。研究成果可为相似工程地质条件矿井切顶留巷关键技术参数确定提供有益参考。

为解决厚煤层大采高综采工作面切顶留巷矸石帮围岩控制难题, 首先利用理论分析建立了不同挡矸支护条件下矸石帮位移变化的力学公式, 以此为基础提出矸石帮变形控制双策略, 减弱矸石帮变形压力和增强矸石帮的抗变形能力; 其次利用现场实验设计两种类别共4 组挡矸支护方案, 探讨不同支护方案的矸石帮控制效果, 验证理论研究成果。结果表明: ①增强矸石帮侧顶板支护强度, 能减弱矸石帮变形压力; ②增架卡兰个数、增加卡兰预紧力、增加卡兰个数、增强U 型钢之间的摩擦力等能增加U 型钢滑移初始滑移应力, 增强矸石帮的抗变形能力; ③挡矸支护控制效果为: 2副卡兰+单体支柱<2副卡兰+单元支架<2副卡兰+单元支架+呛柱<3副卡兰+单元支架。该研究可为同类条件下切顶留巷矸石帮变形控制提供参考。

针对采煤工作面底板奥灰含水层难以形成高水压堵水塞的技术难题, 以古城煤矿3315工作面奥灰突水灾害治理工程为例, 提出了地面双层定向水平孔治理方法, 利用上层孔对高承压动水进行减速减压, 下层孔对动水通道进行快速截流。同时根据工程实践, 研究了高承压突水双层治理孔布孔原则、骨料灌注方法、注浆方式和注浆结束标准, 形成了双层孔突水灾害治理关键技术。结果表明, 双层定向孔对快速探查突水通道、构建堵水塞效果明显, 堵水率达100%。

为有效评估未来矿区水资源供需平衡情况, 需精准预测矿区未来矿井涌水量。根据宝日希勒露天矿现有水文地质及充水条件, 采用水平集水廊道法、大井法、水文地质比拟法以及水均衡法四种方法对2025年矿坑涌水量进行了预测。结果表明: 水平集水廊道法和大井法的水文地质参数选取受人为因素影响较大, 预测结果偏大; 水均衡法仅能根据矿区水均衡资料进行预测, 预测精度不高; 水文比拟法对相似性条件要求较高, 预测精度较精准。最终根据水文比拟法预测结果确定宝日希勒露天矿2025年矿坑涌水预测水量为185.27 万m³/a。模拟分析了矿区采动作用对地下水流场的影响, 模拟结果表明, 工作面采掘潜水水位最大降深值为50m。随着工作面采掘的不断推进, 地下水降落漏斗面积先增大后保持不变。该研究为矿区安全生产、矿区排水设计以及水资源优化配置提供可靠的数据支撑和技术支持。

随着我国矿井开采深度日益增加，井下高温热害成为制约煤矿开采的主要因素。作为集中式制冷的补充方式，局部制冷可有效消除井下高温热害。文章针对平煤十矿高温掘进面的高温热害问题，重点研究了由闭式乏风冷却塔、多级串联直膨组合柜、大压比防爆半封闭螺杆压缩机等装备组成的制冷装备，介绍了该装备的设计方案以及工程实际应用效果。结果表明：闭式乏风冷却塔方案可提升矿井综合能效水平；新型矿井局部制冷系统可适用于高压比矿井工况，运行冷凝温度最高至80℃；直膨组合柜采用多级串联降温冷却，实现掘进面温降10℃，相对湿度下降30%。

煤矿井下供水管网系统是保证煤矿安全生产的关键环节, 针对煤矿井下供水管网系统能耗高、管网漏损率高以及调控复杂度增加等问题, 以陕西亭南煤矿井下实际供水系统工况展开智能调控策开研究。综合管网影响调控因素建立两级优化调度模型, 通过一级优化调度确定每个水泵房的最佳供水压力与供水量, 然后以泵组的运行费用为目标函数, 建立二级优化模型寻求水泵的最佳运行方案。求解模型中针对传统遗传算法易陷入局部最优解的问题, 采用了组合变异算子进行改进。实验结果表明, 通过优化调度后, 煤矿井下供水系统的能耗明显降低, 节能效果显著, 在保障供水系统的安全运行的前提下平均日节能8.8%。

为解决采动作用下沿空掘进巷道一侧窄煤柱变形等问题, 现场采取浆液充填套管加固煤柱底板以改善煤柱的稳定性。采用数值模拟分析浆液充填套管对底板岩体变形的控制作用机制。数值计算结果显示, 在横断面方向煤柱两侧测点变形高、中间测点变形低, 近采空侧的测点变形大于近巷道侧测点变形。煤柱基底变形不一致会导致煤柱受力不均, 顶板荷载作用下煤柱变形形态更加复杂。施加浆液充填套管后, 煤柱基底测点的变形量减小。巷道侧煤柱底板测点变形减少20.5%, 大于采空区一侧的改善效果19.2%。采动作用下随着深度增加底板岩层变形逐渐减小, 施加浆液充填套管后底板岩层变形减小。对类似矿井的沿空掘进巷道一侧煤柱变形研究有指导意义。

充填开采与传统垮落法开采覆岩运移特征明显不同，为探讨充填工作面覆岩运移特征和应力分布规律，基于厚板理论建立了考虑充填体对顶板支撑作用的力学模型，分析了充填工作面覆岩运移的时间效应和边界效应，并在运河煤矿C5301工作面进行支架阻力、微震事件和钻孔应力等监测，分析了充填工作面矿压显现规律。结果表明：顶板最大挠度主要受采空区短边宽度影响，而充填工作面等价高度限制了顶板下沉范围，由于充填体随着工作面的推进逐渐被压实，顶板的下沉在时间上表现为明显的滞后性，通过建立考虑充填体对顶板支撑作用的力学模型，得到了顶板最大挠度随时间变化的函数；通过支架阻力监测可以得到，初次来压步距约为200m，周期来压步距约为12~17m，超前支承压力影响范围为91~97m，采空区顶板运移呈现出明显的时间效应和边界效应。

针对郭家湾煤矿51208 综采工作面初采初放期间上覆4 煤采空区积水和残留煤柱矿压等因素的影响, 采取采前物探、钻探等工程手段, 查清并疏放完成影响安全生产的上覆采空区积水; 采取理论计算、FLAC3D数值模拟、现场实测等方法, 研究了51208综采工作面来压步距和应力分布规律。研究结果表明, 通过提前物探、钻探等工程手段以及理论计算、数值模拟等分析论证，有效治理了影响综采工作面开采的残余煤柱矿压、采空区积水、煤层露头和裂隙发育等主要隐蔽致灾因素, 为类似综采工作面安全回采积累了经验。

为了研究负煤柱工作面布置方式下的地表沉陷规律与机理, 通过现场实测和数值模拟的方法, 研究了负煤柱工作面时空关系对倾向主断面地表沉陷的影响。研究结果表明: 负煤柱工作面地表沉陷曲线在三角煤柱侧较直角煤柱侧更为平缓, 上覆岩层下沉量增加, 垮落带相连, 导致地表出现平底区; 开采时间间隔越久, 地表变形越不均匀, 岩层整体所受接续工作面扰动程度越小,变形向首采工作面上方集中, 最大下沉值出现点向首采工作面方向偏移, 最大下沉量先减小后趋向稳定; 基于概率积分法, 提出了相应的地表沉陷预测方法, 并通过与实测数据对比验证了该预测方法的实用性和可靠性。

为了应对工矿机车距离和载重日益增长的发展趋势, 同时满足工矿机车牵引对突变负荷的运行稳定性提升的要求, 提出一种双供电系统及其下垂控制方法的工矿机车牵引供电方案。针对工矿牵引具有负荷突变、往返载荷差异大等工矿行业的特殊性, 对比分析了站间精确均流和非精确均流策略对工矿机车牵引的适用性, 根据分析结果提出了工矿机车双供电系统方式及其站间协同下垂控制策略, 在此基础上引入电流前馈控制策略。搭建了仿真模型和包含牵引变电站的工矿机车低压试验牵引物理动模平台, 试验结果表明所该策略在负荷突变工况下的机车电压稳定性显著优于与常规下垂控制方法。该研究为工矿机车牵引向大容量、远距离、高可靠性未来发展提供了有力的技术支撑。

针对目前井下矿用隔爆高压配电装置保护及控制电源与供电系统同源存在的问题进行分析, 提出了矿用独立电源供电的方式。对矿用隔爆高压配电装置保护及控制供电方式进行了分析与设计; 对矿用隔爆高压配电装置用独立电源进行了设计; 对矿用隔爆高压配电装置保护控制供电方式进行了研究, 进一步对其进行了保护控制供电设计和电源切换装置设计。实现了保护及控制供电一用一备独立供电, 保障供电系统的安全运行。目前该供电方式已经在潞安化工集团、晋能控股集团的大型矿井实现了井下应用。

针对矿用带式输送机胶带表面缺陷识别困难、定位不准确的问题, 提出了基于可靠区域融合的矿用带式输送机胶带表面缺陷检测系统。首先, 利用迁移学习方法和公开数据集训练了YOLOv4及SSD模型, 并根据预测分数和重叠情况提出了缺陷检测结果决策级融合方法, 决策级融合YOLOv4和SSD两个模型的最大化可靠区域, 以此实现带式输送机胶带缺陷识别和定位。结合公开数据集和胶带表面缺陷数据集对所提方法的有效性和可靠性进行了测试和分析, 结果表明所提方法能够充分利用YOLOv4和SSD模型的检测结果, 取得较高的准确率、召回率和重叠率, 且在胶带表面缺陷数据集中达到超过85%的准确率和0.6 以上的重叠率, 这有利于胶带的缺陷检测和维修保养, 从而保证矿用带式输送机的安全可靠运行。

钻孔瓦斯抽采是最经济、有效的煤层瓦斯综合利用与灾害防治手段之一。为研究煤层瓦斯抽采过程中主控因素演化机制, 建立瓦斯运移多物理场耦合模型, 并借助COMSOL Multiphysics软件求解。结果表明, 受煤体孔、裂隙网络结构影响, 基质瓦斯压力与裂隙瓦斯压力变化存在异步性, 基质内瓦斯难以析出。裂隙系统与基质系统共同控制煤体的瓦斯运移能力, 在瓦斯抽采初期,瓦斯运移过程由裂隙系统主控, 此时增加煤层渗透率可有效提高瓦斯抽采效率; 随着抽采的进行,瓦斯运移过程逐渐转为基质系统主控, 此时单纯增加煤体渗透率难以有效提高瓦斯抽采效率, 应采取措施提高煤基质扩散性能。

针对立井掘进期间采用“大井法” 预测井筒涌水量与实际情况相差较大的问题, 以黄蒿界煤矿回风立井为研究对象, 分析了勘探时期“ 大井法” 井筒涌水量预测结果产生偏差的原因,结合延安组含水层实际水文地质条件, 选取与其相适应的地下水向承压水不完整井非稳定运动的公式对立井涌水量进行了预测, 预测结果表明, 初期井筒涌水量较大, 为131.98m³/h, 但衰减较快,1d内可衰减61%, 至51. 66m³/h, 之后涌水量衰减较慢, 趋于稳定, 井筒涌水量预测结果与黄蒿界煤矿实际井筒疏降水量较为接近, 说明该方法预测精度相比“大井法” 更高。

为了提高高瓦斯中硬煤层卸压增透及瓦斯抽采效果，研究了顺层长钻孔超高压水力割缝技术，分析了其卸压增透机理，开展了超高压水力割缝现场试验，确定了等效割缝半径和有效瓦斯抽采半径，考察了超高压水力割缝技术的应用效果。研究结果表明：超高压水力割缝技术具有切割速度快、切割半径大等特点，相当于在钻孔周围煤体开采极薄保护层，平均单刀割缝时间9min，单刀出煤量0.32~0.42 t，等效割缝半径为1.55~1.78m；超高压水力割缝组单孔平均抽采浓度76.5%，单孔平均抽采纯量为0.089m³/min，分别是普通钻孔的4.58倍和4.05倍，是水力冲孔的1.2倍和1.43倍，可见该技术可以大幅度提高卸压增透及瓦斯抽采效果。

为了分析影响水力压裂效果的射孔参数，采用TCHFSM-I型大尺寸真三轴压裂渗流模拟装置，并配合声发射监测系统和高温-高压动态流量计，以均质水泥砂浆试件为研究对象, 对不同注液速率下水力压裂多裂缝同步扩展规律进行研究。研究结果表明: 随注液速率增大，射孔裂缝长度和宽度不同程度增加，缝间干扰程度减弱, 应力阴影效应减小，射孔间距较大时裂缝扩展更加均衡，压裂效果更佳；随注液速率增大，射孔水力压裂裂缝起裂压力增大，起裂时间变短，受射孔间距影响较小；不同注液速率条件下各射孔注液流量分配差异显著，且受射孔间距影响明显，射孔间距为20mm和60mm时，中部射孔注液流量占比分别为7.31%、10. 88%、16.12%和31.12%、32.69%、33.44%。

以青龙寺洗煤厂的智能化建设为背景, 为了将选煤厂生产、管理、培训等智能应用场景多维度、多方式的生动展示、查询、应用，最终实现不同应用角色的多层级数据分析、立体指挥，研究建设三维可视化孪生系统。首先用三维技术构建三维场景，制作设备仿真和煤流仿真，然后基于三维引擎做可视化孪生开发，将以时间为变量的过程数据和以空间为变量的三维模型结合，实现了智能系统和物理环境全融合、多业务协同联动、综合调度预警，助力洗煤厂高效生产和管理。

龙泉选煤厂4^#入浮煤泥具有细泥含量及中间密度物含量高、浮选精度差的特点。以该煤泥为研究对象，分别选用典型的非极性、极性捕收剂，对其浮选规律进行了系统的试验研究，并在此基础上将非极性煤油与极性苯甲酸戊酯按不同比例复配, 考察复配药剂对该难浮炼焦煤浮选精度的强化作用，并对其作用机理进行分析。试验结果表明，相较于煤油单独作捕收剂，采用煤油-苯甲酸戊酯的复配捕收剂（复配比70∶30）在精煤灰分相近的情况下可将精煤产率提高24.72百分点；相较于单独使用苯甲酸戊酯作捕收剂，浮选捕收性能相当，浮选精度较好，药剂成本比降低30%。机理研究表明，接触角大小按煤油-苯甲酸戊酯>苯甲酸戊酯>煤油的顺序依次降低，说明复配药剂能够更好改善煤样疏水性。分子动力学模拟计算发现，煤简化模型代替龙泉4^#入浮煤泥模型与苯甲酸戊酯分子的前线轨道能隙差值E^coal _LUMO -E^{amyl·benzoate} HOMO小于与正十二烷分子（煤油）E^coal _LUMO-E^kerosene _HOMO , 且根据量子化学计算吸附能大小遵循煤油-苯甲酸戊酯复配药剂>苯甲酸戊酯>煤油。证明苯甲酸戊酯本身就易与煤表面发生吸附，70%煤油-30%苯甲酸戊酯复配药剂在煤表面吸附牢固程度高，两种成分能相互协同，增大煤表面疏水面积，提升浮选效果，同时能够降低选煤厂药剂成本。

为解决冻结斜井明挖段施工过程中, 斜井冻结温度场难以准确预测导致开挖时间及速度无法确定的工程难题, 以升富煤矿冻结斜井明挖段为研究对象, 基于实测地层特性及冻结孔布置参数, 采用COMSOL Multiphysics 有限元软件, 构建三维冻结温度场数值计算模型, 对冻结斜井明挖段施工期间温度场的时空演化规律进行数值计算预测分析。计算结果表明: 在相同冻结时间条件下, 细砂层冻结壁平均温度比中砂层低0.28~2.39 ℃, 细砂层冻结壁有效厚度比中砂层厚0.36~0.59 m。在持续冻结88d后, 明挖段冻结壁平均温度低于-12℃, 且不同层位的侧帮冻结壁厚度均能达到4m 以上, 底板处的冻结壁厚度均达到5m以上, 满足设计开挖需求。在开挖期间, 井帮位置暴露的土体存在“热流侵蚀” 现象, 但在快速开挖施工的条件下, 冻结壁的有效厚度并未减小且冻结壁平均温度仍处于-10℃以下, 因此开挖过程中不会发生大范围的冻结壁“软化” 现象。基于预测结果, 制定了现场开挖方案, 由现场实测数据可知, 在开挖过程中测点及井帮温度出现轻微波动, 但整体温度发展趋势较为稳定, 表明施工期间冻结壁是安全稳定的。研究成果可为斜井冻结法凿井的安全施工及优化设计提供参考。

针对现阶段综采设备安撤过程中存在的超前支架运输难题，结合超前掩护支架细、长、高的结构特点，开发了一种车身稳定、运载方便、功能丰富和闲置率低的矿井超前掩护支架运输/ 安撤专用车。利用ABAQUS有限元仿真软件对该装备的部分结构进行模拟，结合力学理论分析，得到符合产品要求的仿真结构。阐明了超前掩护支架运输/ 安撤专用车的整车结构及工作原理，介绍了整机装配工艺流程及操作流程。超前掩护支架运输/ 安撤专用车的应用显著提升了矿井作业效率和安全性，节省了人工，降低了企业成本。同时，该专用车突破了传统作业模式，具有自重轻，重心低，运行平稳，装卸便捷，实现了“一专多能”。超前掩护支架运输/ 安撤专用车的成功应用为矿井清洁能源车辆的开发及自动化、智能化的发展奠定了良好的实践技术和理论支撑。

带式输送机托辊组产生的振动噪声受多因素联合影响，为解决其振动噪声过大问题，文章提出一种基于有限元-边界元理论对托辊组振动噪声分析与优化的方法。首先，对托辊组进行模态分析与动力学仿真，探明托辊组的振动特性；然后，基于有限元-边界元复合声场仿真方法，作声场的谐响应分析计算托辊组的声场分布，并搭建实际测试平台验证声学仿真模型的可靠性；最后，结合输送能力与轻量化约束条件，得到托辊组结构参数与工作参数的最优解。结果表明, 有限元-边界元法可有效模拟托辊组声场分布和变化规律，优化后托辊组噪声声压级较优化前减小约6.1dB，并且托辊组综合性能均有所改善，可对实际工程中的带式输送机优化设计起到有效的指导作用。