针对传统矿区受限于多个开发主体，在地面空间布局中存在资源浪费、环境污染、布局不完善、缺乏统一的全生命周期规划及动态调整机制等问题，新街台格庙矿区发挥“一个矿区一个开发主体”的独特优势，在地面空间布局规划中，从全生命周期出发，坚持生态优先、绿色发展，通过科学创新，引入国土空间规划理念，对相关影响因素进行了研究与分析，使矿区空间规划与地面设施布局有机结合，最终形成“一轴三带六区，两主六副十井”的矿区格局，有效解决了传统矿区地面空间布局中存在的问题，为新街台格庙矿区高质量发展提供了蓝图。

井下煤矸智能干选是煤矿实现绿色开采的有效技术手段。为深入研究智能干选系统巷设计方法，结合智能干选系统工艺流程，提出了井下智能干选系统巷设计思路。基于分析主煤流运量、原煤含矸率、矸石分选粒度、原煤分级筛和智能干选机处理能力、井下矸石充填规模相互影响关系，探究矸石分选规模确定方法。结合筛分系统工艺特点，阐明在转载点或煤流引出位置布置筛分系统的合理性。根据设备外形尺寸和处理能力，探讨智能干选硐室单、双巷布置形式。针对转载煤仓上下口、带式输送机搭接点、加装转载装置等不同类型主煤流转载分流点，研究智能干选系统布置位置优缺点及适用条件。在此基础上，介绍了煤仓下口双系统工程设计案例。研究表明，矸石分选规模由多因素综合确定|滚轴筛布置在转载点可以避免末煤大运量转载|煤仓下口布置矸石分选系统可以应对瞬时大运量来煤|煤仓下口双系统模式可以为类似矿井设计提供参考。

为解决目前分体式热管规模较小，输送距离短，在煤矿余热回收中应用受限的问题，以赵庄煤矿苏南风井井口供暖项目为工程案例，介绍了分离式热管换热技术在井口防冻系统中的应用。首先在通过对井口供暖热负荷和矿井回风余热的供热能力进行匹配分析的基础上，对分离式热管换热系统蒸发器和冷凝器的换热面积、上升和下降管路循环高差、蒸发器和冷凝器的风阻等进行了设计计算|然后基于供暖季运行的数据，分析了典型工况下两器在换热前后的温度变化情况。工程实践表明：分离式热管换热技术应用于煤矿井口供暖系统是可行的。

针对传统选煤厂煤泥压滤过程中受人为操作影响较大的问题，开展了压滤系统控制模型的构建及压滤过程流量阈值的优化。基于自适应BP神经网络模型搭建了数据处理平台，形成了从料浆物性到工作参数的神经网络结构模型，探究了模型对滤饼含水量预测的准确性。利用微小流量检测技术实现了压滤机压滤结束状态自判断，结合压滤效果及压滤效率确定了阈值流量，并进一步分析了压滤过程中滤水流量的变化规律。结果表明：逻辑判断优化后，实际滤饼水分与目标水分的绝对误差为±1.5%，当阈值流量为0.05m3/h时，压滤后煤泥平均含水量为24.0%。改造后，滤饼含水量的极差由4.5%减小至1.3%，运行作业更加稳定。此外，压滤时间均在15min以下，提高了压滤过程的工作效率，实现了选煤厂的降本增效。

目前露天开采的供地模式为“先征地、后出让”，缺乏行之有效的收回和退出机制，复垦后的采矿用地难以退出。根据煤炭露天开采的规律和用地周期性特点，提出了煤炭露天开采临时用地的新模式，有利于提升露天煤矿开采土地利用、复垦利用的质量和规模，且对于探索制定矿产资源开发项目合理的土地使用政策具有重要意义。

中空注浆锚索由于其特殊的中空结构，导致极限承载能力较常用实心锚索降低了30%以上，难以满足深部复杂应力环境巷道的支护要求。研究开发了2060MPa高强度等级中空注浆锚索，经实验室和现场实测，其极限承载能力达到了660kN以上，并指出了其拉力分散型的力学本质。为避免巷道顶板岩层水平移动导致的锚索剪切破坏，提出了高强度等级中空注浆锚索与线性锚索束协同支护技术，阐释了两种支护结构协同支护作用机制。选择顾桥矿1127(1)运输巷巷修工程为背景，开展了高强度等级中空注浆锚索与线性锚索束协同支护技术的现场试验，应用结果表明，该技术能够有效控制深部高地压巷道的围岩大变形，是一种行之有效的巷道加固方式。

为解决煤炭资源进入深部开采时破碎围岩巷道支护所面临的变形大、易失稳、难支护等问题，提出“架棚+锚杆(索)+注浆”协同支护方案，运用钻孔窥视确定巷道围岩结构稳定性、裂隙发育特征，FLAC3D数值模拟对比分析常规锚网喷支护、锚注支护及棚锚注协同支护塑性区分布，结果表明：棚锚注协同支护技术较另两种方案表现出更好的支护效果，塑性区分布范围明显减少，应力集中现象得以缓解，支护巷道模拟变形量与工程监测较为接近。工程试验表明：采用常规锚网喷支护、锚注支护巷道仍存在较大变形，不能保持长期稳定，棚锚注协同支护巷道变形明显降低，应用期间顶板下沉量较常规锚网喷支护降低了68%，两帮位移降低了52%，满足巷道支护稳定要求。棚锚注协同支护技术对深部破碎围岩巷道变形控制效果显著，尤其在掘进影响期控制围岩作用表现突出。

为解决厚煤层掘进工作面遇落差较大断层后出现迎头岩石占比过大、综掘机掘进困难等问题，通过断层走向延伸法预测出工作面断层大致位置及产状，再采用钻探法超前进行探测，通过合理布置钻探孔位置及角度，使迎头最多施工5个探孔即可预测出前方10m范围内落差为1～4.5m的断层情况，根据预测的结果提前调整掘进坡度，以达到减少过断层时割岩厚度。实践表明，该方法操作简单，预测准确率高，能够有效解决过断层大面积割岩问题。

随着筒仓直径的增大，仓顶结构的施工难度也显著提升。为检测模块化穹顶式滑模刚性平台在大直径筒仓仓顶混凝土结构施工时的承载能力，对36m跨度模块化穹顶式滑模刚性平台取出一榀空间管桁架进行静力试验及理论分析。根据实际试验对象的约束条件，建立有效的有限元计算模型，并对单榀空间管桁架有限元计算结果与试验结果进行对比分析。结果表明：单榀空间管桁架具有良好的承载能力，结构变形及各杆件内力呈线性增长，锥壳工况设计荷载下，结构最大位移值为59.4mm，最大压应力为-133.1MPa，最大拉应力为261.7MPa，均满足规范要求，试验值与有限元值相吻合，验证了有限元计算模型的正确性。

针对榆神矿区曹家滩煤矿浅埋厚硬顶板特厚煤层综放工作面矿压显现强烈、强动载来压现象频发的问题，对工作面强矿压显现规律进行了研究总结。研究得出：工作面周期来压步距平均18.4m，来压持续距离平均11.5m，动载系数平均1.45，来压主要影响35#—125#支架，具有来压动载强、来压持续时间长、来压区域性明显、周期性出现强矿压等特点，工作面平均每间隔135m出现一次大周期来压，大周期来压时一般出现连续性强来压，并伴随支架安全阀大范围长时间开启(安全阀开启比例50%以上)、支架活柱持续性快速下缩(支架最大下缩量超过2.0m)等现象。为减小坚硬顶板带来的强矿压威胁，采用井下定向水平长钻孔区域压裂技术对工作面坚硬顶板进行超前预裂。压裂后，工作面矿压显现强度明显减弱，未再发生顶板快速下沉的强矿压现象，顶板来压更加可控，支架工况得到明显改善，取得了良好的应用效果，对榆神矿区浅埋厚硬顶板工作面强矿压治理具有借鉴意义。

针对坚硬顶板下工作面初采阶段顶板难以自行垮落造成的采空区悬顶面积大、漏风严重以及悬顶突然大面积垮落带来的冲击力对设备和人员造成危害等问题，提出了初采深浅孔耦合三维定向水力致裂弱化顶板技术方案，通过理论分析、数值计算和现场观测等方法，对比工作面切眼未水力致裂及新工艺水力致裂初次来压数据，研究了初采深浅孔耦合三维定向水力致裂技术对厚煤层综放面坚硬顶板结构控制机理。结果表明，深浅孔耦合三维定向水力致裂使1012工作面基本顶初次来压步距从58m缩短为16.3m，大大改善了坚硬顶板工作面初采期间的安全生产条件。

以金鸡滩煤矿117综放开采工作面为研究对象，通过光纤监测、采后钻孔冲洗液漏失量观测与拟合计算相结合的方法，研究陕北侏罗系特厚煤层综放开采所诱发顶板覆岩导水裂隙带动态发育规律特征，构建导水裂隙带最大高度预测模型。现场监测显示117工作面综放开采导水裂隙带最大高度220.82～223.75m，平均裂采比20.21，预测模型计算结果与其平均相对误差2.96%。研究结果能够进一步为陕北地区煤矿特厚煤层安全开采防治顶板水害提供科学借鉴。

注浆改性加固技术是改进裂隙煤岩稳定性的一种有效方式，探究并查明裂隙煤体浆液渗透扩散规律对于优化设计注浆参数具有重要意义。传统注浆渗透扩散模型未考虑煤体中裂隙非均质分布的影响，导致前期模拟计算结果与现场实际取得数据有较大误差。基于山西经坊煤业3-边角091运输大巷巷道迎采送掘工程，提出了基于数字照相与数字图像处理技术的煤体裂隙率识别方法，建立了基于Weibull分布的裂隙非均质性表征模型，利用多物理场耦合软件COMSOL建立了裂隙非均质分布的浆液渗透扩散数值计算模型，研究了平均裂隙率、裂隙分布均质性指数等参数对浆液扩散距离、浆液压力分布的影响规律，结果表明：平均裂隙率越高、裂隙分布均质性指数越大时，浆液压力越大，浆液渗透扩散速率越快，但当裂隙分布均质性指数达到一定程度后，模型中裂隙率分布趋近均匀，对浆液渗透扩散距离影响较小。与传统均质性模型相比，非均质模型的预测浆液渗透扩散距离减小了16.9%，与实际工程中不均匀渗透扩散规律相符，对于指导裂隙煤体注浆设计具有一定的参考意义。

为系统地介绍远距离供液技术研究成果，对国内外远距离供液发展现状进行了全面的总结和归纳。分析了工作面传统供液方案存在的不足，探讨了远距离供液可以解决的主要问题及其优势，介绍了超大流量液压动力技术、多泵站并联多级卸荷压力控制技术、乳化液远距离回液中继技术以及工作面液压系统失压自动保护技术等远距离供液中关键技术的研究和应用。最后，在动力系统、管路系统及系统布置3个方面对远距离供液的发展方向提出了展望和建议，提出了随着供液系统高频脉动有效控制技术、基于变频调速的多泵站流量连续压力控制技术、以及远距离供液压降控制等技术的发展，工作面供液系统由现在的“一面一站”向“多工作面集中供液”再向“地面泵站”过渡的可能。

急倾斜煤层由于在倾角-重力场效应的影响下，采场覆岩运移及应力分布均较水平煤层更加复杂，且采场围岩的稳定性控制难度较大。以逢春煤矿N2821工作面为工程背景，综合采用物理相似模拟实验、数值模拟和理论分析方法，研究了急倾斜中厚煤层顶板垮落充填、应力演化特征及覆岩运移规律。结果表明，急倾斜中厚煤层伪俯斜采场顶板破断呈明显的时序性特征，顶板呈非对称破断，且垮落轮廓呈空间梯阶状“残垣”形状。采场围岩应力在空间上形成非对称“壳体”，顶底板应力释放区域呈拱形，工作面两端出现应力集中，随着采场持续推进及垮落顶板的逐渐充填，倾斜下部顶板会再次出现应力集中，同时“壳体”下拱脚位置会随着充填体的增多而逐渐上移，但整体形状在不断演化后最终趋于稳定。

煤炭开采引发的地表沉陷需要通过合适的手段对其进行有效监测。针对传统差分干涉测量难以监测地表大梯度形变、无人机技术无法对矿区边缘进行高精度监测的难题，提出融合DInSAR和无人机两种非等精度的监测技术，采用地面传统测量实测进行验证，将三种数据的优势进行互补，实现矿区的高精度监测。使用融合后的数据对华阳集团一矿81403工作面的概率积分参数进行反演。结果表明，反演的参数结果与实测参数结果基本接近。

解决当前水源识别仅考虑矿井水化学特性及水位观测等少量因素，缺乏矿井突水力学支撑相关问题，以林西煤矿1021中回采工作面为例，提出了一种基于水力学与水化学耦合的矿井涌(突)水水源识别方法。该方法首先根据封闭不良钻孔、断层、老空区、底板等矿井突水力学模型，求解涌(突)水点不同水源或通道突水的临界防隔水煤岩柱厚度Lv|其次对比Lv和实际隔水煤岩柱厚度Le之间定量关系，判定不同水源突水的先验概率|然后以先验概率为纽带，利用贝叶斯判别分析，建立基于水力学与水化学耦合的矿井突水水源识别模型|最后利用该模型对1021中回采工作面涌水点水源进行验证识别。研究结果表明：由于第Ⅲ含水层、第Ⅳ含水层水化学特征相似，建立单一的水化学识别模型，会将涌(突)水点水源误判为第Ⅲ含水层水。而基于水力学与水化学耦合的水源识别模型可精确识别出该涌(突)水点水源属于第Ⅳ含水层水，判识结果与工程实际情况一致，有效提高了矿井涌(突)水水源识别精度。 

针对目前国内矿震传感器检验方面的迫切需要，引进了CS18VLF低频振动系统，提出了频率误差、幅值误差及幅值线性度检验指标，使用比较法开展了新旧DLM型矿震传感器的检验试验。试验结果表明：全新矿震传感器最大频率误差和最大幅值误差的平均值分别为2.5%、5.35%，井下长期使用后的矿震传感器最大频率误差和最大幅值误差的平均值分别为3.1%、14.3%，全新矿震传感器的幅值线性度平均值为0.991，井下长期使用后的矿震传感器的幅值线性度平均值为0.961，矿震传感器在井下长期使用后存在频率、幅值测量误差增大，幅值线性度减小的问题，验证了检验方法的可行性及必要性。根据新旧矿震传感器检验试验结果，初步确定频率误差低于3.5%、幅值误差低于10%，幅值线性度高于0.97为判断DLM型矿震传感器有效的临界值。

针对巷道临时支护支架同步系统中同步阀的气蚀现象，采用Fluent建立了阀腔多相流模型，研究了不同参数(阀口排数、固定节流口直径、双排阀口间距离、阀口数)对阀腔内气蚀强度与分布的影响规律，通过优化得到了各参数的最优值。结果表明：当同步阀采用双排机构、固定节流口直径为6mm、双排阀口距离为10.5mm、阀口数为12时，与初始的阀腔流场相比最大气相体积分数降低24%，气蚀面积缩小，抗气蚀能力得到增强。

针对现有液压支架护帮板状态监测方法可靠性低、量化监测能力缺乏的问题，提出了一种基于深度神经网络的非接触式护帮板运动状态监测方法。该方法通过卷积和反卷积网络实现护帮板关键点空间位置检测，然后利用前馈神经网络将护帮板关键点的空间运动轨迹转换为护帮板伸缩角度，实现护帮板状态监测的量化。研究结果表明，基于深度神经网络的护帮板关键点空间位置的平均检测误差小于2个像素，护帮板位姿角度的平均量化误差小于3°，算法处理速度大于60f/s，具有良好的监测性能。

为了探究输送带在硫化过程中内部不同区域的温度和硫化程度(橡胶交联程度)随时间的变化规律，通过实验得到了橡胶导热系数和比热容在不同温度下的数值，并编写成UDF程序导入FLUENT。通过三种温度145℃、150℃、155℃下橡胶硫化曲线对常用的硫化动力学模型进行拟合分析，确定最佳硫化动力学模型。以C语言和FLUENT预定义宏为基础，编制了UDF用户自定义程序模型，通过有限元分析软件FLUENT实现了输送带硫化过程中传热与硫化度的耦合，最后通过测温实验验证了模拟的精确性。结果表明：选取的硫化动力学模型，初始条件和边界条件的设置，硫化与传热耦合计算方法可以准确预测输送带的硫化过程。输送带外部与内部区域升温速率差异显著，其中心区域是升温速率最慢、焦烧时间最长、最后完成硫化的区域。根据模拟结果可对输送带硫化时间、胶料配方、橡胶预热等方面进行硫化工艺优化。

为研究煤岩组合体变形破裂过程中煤厚对其声发射特征和峰前损伤特性的影响，对煤厚分别为20mm、33.33mm和60mm的三种煤岩组合体进行室内单轴压缩声发射试验。研究表明：随着煤厚的增加，煤岩组合体的单轴抗压强度和声发射峰值计数均下降，且煤厚与声发射峰值计数满足指数函数关系|组合体的破坏持续时间随煤厚的增加而变长|声发射累计数的变化情况可分为缓慢增长阶段、快速增长阶段和声发射峰值及破坏后阶段，前两个阶段，累计数增长的速度与煤厚呈正相关，最后一个阶段，呈负相关。组合体峰前损伤演化可分为初始损伤、损伤稳定发展和损伤突增不稳定发展三个阶段|损伤变量与应变满足幂指数函数关系，且随着煤厚的增加，组合体D=1时对应的峰值应变也增加。

富水洛河组砂岩地层人工冻结法施工后，在长期应力作用下斜井井壁围岩会发生蠕变破坏。为了研究解冻后不同裂隙倾角岩石的蠕变破坏机理，以可可盖煤矿洛河组砂岩为原岩，制备预制不同角度裂隙的类砂岩，研究其解冻后三轴压缩蠕变力学特性。试验结果表明：岩样预制的三种倾角中，倾角45°时内部新生裂纹沿着预制裂隙发育与扩展程度更大，产生的轴向蠕变量更大且变化速率更快|其次是裂隙倾角0°时，最后为裂隙倾角75°。根据试验结果，基于西原体蠕变模型，引入裂隙塑性体元件及蠕变全过程劣化演化方程，建立考虑原生节理影响的非线性蠕变模型并且进行三维推广，并利用最小二乘法进行求解并拟合，拟合结果与试验数据基本吻合。

为了研究深层土壤容重、孔隙度以及含水率时空变化，基于榆神府矿区纳林河二号矿采煤沉陷区实测数据，研究了0～10m深度的土壤含水率及土壤容重、孔隙度的时空变化规律。结果表明，随着采煤沉陷区形成时间的推移，土壤容重逐渐减小，孔隙度逐渐增加，土壤含水率有所恢复。在空间分布上，拉伸区土壤容重低于盆底区，土壤孔隙度高于盆底区，说明采煤沉陷对拉伸区地表结构的影响更为明显且持久|拉伸区土壤含水率变化小于盆底区，纵深方向上0～2m土壤含水率主要受采煤地裂缝影响，6～10m主要受地下水变化影响，中间为过渡地带，土壤含水率相对稳定。

针对传统煤矿膏体充填材料对粉煤灰的需求量较大、成本较高的问题，研究矸石粉替代粉煤灰作为辅料时的膏体充填材料性能，采用正交试验方法以及MATLAB进行线性回归预测和3D可视化模型的建立，分析水掺量和水泥掺量对膏体充填材料流动性和力学性能的影响规律。试验结果表明：随着水泥掺量的增加，充填料浆流动性缓慢下降，同龄期抗压强度也持续缓慢增加，且1～3d变化较明显，3～28d变化较小|水掺量是影响流动性的主要因素，尤其是对充填料浆的扩展度的影响最为明显，随着水掺量的增加，同龄期抗压强度在显著减少，且龄期越长，结果越为明显。综合分析得出最优配比为15%水泥掺量，23%水掺量的充填材料，既满足充填强度要求也满足膏体的流动性要求。

为解决煤矿井下锚网支护材料(金属护网)在顶板淋水的湿潮环境中腐蚀严重的问题，利用扫描电子显微镜、X射线衍射、傅里叶红外光谱和电化学测试等技术，分析了腐蚀产物形貌、结构及腐蚀机理|并设计研用颜料体积浓度为32%的环氧欠锌涂料，对取自现场的腐蚀金属护网进行涂装，研究了其施加涂料后在模拟顶板淋水浸泡作用下的耐腐蚀效果。结果表明：金属护网生成的锈蚀层为由α-FeOOH、γ-FeOOH、Fe2O3和Fe3O4组成的疏松多孔结构，难以长期阻止金属基体的腐蚀过程|采用环氧欠锌涂料直接涂装锈蚀金属护网，能够通过屏蔽隔离效应明显抑制腐蚀过程，降低腐蚀速率至0.001mm/a左右。

为研究煤矿锚喷支护巷道喷射混凝土的力学性能，采用“喷射大板法”在煤矿井下施工现场制作混凝土标准试块，通过实验室试验全面、简捷地测试了喷射混凝土在不同养护龄期下的抗压、抗拉、抗弯、抗剪系列强度以及粘聚力和内摩擦角等力学参数。试验结果表明：喷射混凝土的抗压、抗拉强度随时间呈对数式增长规律，前期增长迅速、后期增长缓慢，第7天的增长幅度高达373%～406%，第28d的增长幅度仅为9%～12%；抗弯、抗剪强度随时间呈抛物线式变化规律，前期一直增长，至21d左右达到峰值，最大抗弯、抗剪强度分别为5.04MPa、5.26MPa，之后呈下降趋势，28d抗弯、抗剪强度降幅分别为18%、19%；喷射混凝土28d基准抗拉、抗弯、抗剪强度为3.04MPa、4.11MPa、4.29MPa，分别为抗压强度的7%、9%、10%；喷射混凝土的粘聚力、内摩擦角分别约为C=0.20MPa、φ=50°。试验结果为喷射混凝土力学性能评估和数值模拟参数选取提供了依据。

为了揭示流体剪切对微细煤泥絮凝过程破碎-聚并效率的影响规律，在不同剪切速率和搅拌桨离地高度条件下进行煤泥絮凝试验，并采用聚焦光束反射测量仪实时测定絮凝过程中絮团尺寸变化情况，以絮团平均粒径增长率间接反映絮凝过程聚并-破碎效率。研究结果表明：絮团平均粒径增长率可以反映煤泥颗粒絮凝过程的聚并-破碎效率，依据增长率的变化情况，煤泥絮凝过程可分为聚并阶段、破碎阶段和亚稳定阶段|剪切速率对煤泥絮凝行为有显著影响，在G＜35.89s-1时增大剪切速率，有利于聚并效率和亚稳定阶段时絮团平均粒径的增加|但过高的剪切速率(G＞53.83s-1)将产生较高的湍流耗散率，使絮团破碎效率增大|搅拌桨离地高度对煤泥的絮凝行为有一定影响，在h/H＜1/3时，适当增加搅拌桨离底高度有益于煤泥颗粒生成更大的絮团。

基于生命周期法和井工煤炭开采工艺流程分析了井工煤炭开采全生命周期的碳排放边界和碳排放源，构建了煤炭开采全生命周期的碳排放核算模型，并结合煤炭生产企业的实际生产情况进行案例分析。结果显示，甲烷的逃逸和电力的消耗是煤炭开采温室气体排放的最主要因素|煤炭开采的全生命周期内，维持矿井正常运行的基础电力消耗是最大的耗电项目，掘进和回采设备在电力消耗中也占有较大比重。最后提出了煤炭生产企业的低碳发展对策。

为避免超前支护装备移动时与巷道两帮碰撞，分析了超前支护装备“推移—转向—拉架—推移”和“转向—推移—拉架—转向”两种转弯工况，根据两种转弯模式的几何关系，建立了转弯工况超前支护装备外轮廓运动轨迹数学模型，推导了转弯半径计算方法。以转弯半径和外轮廓宽度为评价指标，分别研究推移步长、转动角度步长、转动中心位置以及设备长度和设备宽度等不同参数以及两种转弯模式对转弯特性的影响规律。研究表明：推移步长越大、转动角度步长越小、转动中心距离越小、设备越长、设备宽度越宽，其转弯半径越大。同时推移步长越小、转动角度步长越大、转动中心距离越小、设备越长、设备宽度越宽，其外轮廓宽度越大。为进一步综合分析多个因素对超前支护装备的转弯特性的影响，采用正交试验方法分析各因素对转弯特性的影响程度，实现对超前支护装备参数的优化。 

为解决立井煤矿人员、物料及设备无轨化运输难题，针对立井罐笼空间受限和井下多样化运输需求，以及井下通风差、巷道坡度大等特殊工况，提出采用平台化研发模式，首先开发一种铰接式清洁动力传动平台，并基于平台拓展研发系列无轨胶轮车的技术方案。阐述了整车总体设计、主参数确定、平台开发、驾驶单元多模式设计、工作装置拓展设计及清洁排放和安全保障等关键技术。应用以上关键技术的无轨胶轮车在晋能集团王村煤矿和山西三元煤业完成了使用验证，试验表明整车技术性能完全满足生产现场需求，且产品功能覆盖全，通用性强。上述关键技术、设计思路及方法的研究，可解决无轨车辆直接进出立井罐笼、运输需求多样及井下清洁与安全保障等难题，加快无轨化运输在立井煤矿的推广应用。

为解决我国煤矿瓦斯爆炸应急救援能力评估中主观性与模糊性的问题，首先选取煤矿通风系统管理、煤矿防瓦斯积聚能力、应急救援技术保障、应急救援组织保障、应急救援装备保障、煤矿救援恢复能力等6方面共29项判别指标构建煤矿瓦斯爆炸应急救援能力评估指标体系|其次，引入未确知测度与博弈论集对理论构建煤矿瓦斯爆炸应急救援能力等级评估与排序模型，采用直线法构造单指标未确知测度函数，基于博弈论组合赋权技术确定指标权重，依据置信度识别准则对评价等级进行判定与排序|最后，将该模型应用于高瓦斯煤矿的应急救援能力的综合评价中。研究结果表明，该煤矿的瓦斯爆炸应急救援能力评估等级为良好，但仍需要进一步采取有效的管控措施，该模型具有较高的适用性与可操作性，能够较为客观、准确地评价煤矿瓦斯爆炸应急救援能力。

在煤炭行业建筑工程招投标中通过构建业主和承包商的博弈模型，运用演化博弈的经典复制动态方程分析了双方最优策略组合，探讨了在信息不对称情况下承包商的投标报价策略|通过提前工期这个显性因素来反应承包商成本类型，方便业主能在信息不对称情况下区分承包商的成本类型|通过设计适用于不同成本类型承包商的激励契约，使业主达到优选承包商目的。研究表明：双方均衡策略是低施工成本承包商和正常报价，低施工成本承包商会隐藏其私人信息进行投标报价|通过设定合理的激励契约，承包商会表明其成本类型，且在其最优努力下可以同时实现自身与业主效益最大化。