针对双煤层协同开采矿井区域防冲优化设计问题，以纳林河矿区陶忽图煤矿为工程背景，分析得出矿井当前开采设计方案存在的主要问题，包括保护层选择不合理、开切眼或终采线外错、部分区域位于保护范围外、丢失三角煤、对矿井后期大巷保护煤柱的回收不利和矿井前期采掘过于集中等。针对这些问题，从冲击地压防治角度出发提出优先开采2-2煤层作为3-1煤保护层，对大巷布置、工作面布置等进行调整并给出了单翼和双翼双煤层协同开采优化设计方案。并基于矿井地质及开采技术条件，结合相关标准和规范，计算得出矿井双煤层协同开采合理错距和滞后距离：合理倾向错距为30m，走向错距为47m，3-1煤层工作面回采应滞后2-2煤层工作面1200m。

针对马道头煤矿坚硬顶板特厚煤层综放开采顶煤回收率低的问题，采用理论分析、数值模拟、现场试验等方法，分析了顶板结构与顶煤受力状态的对应关系，揭示了顶煤空间破坏特征，评价了地面压裂双效弱化技术应用效果，结果表明：顶板结构根据顶煤受力状态将分为“组合短悬臂梁”+“铰接岩梁”混合承载结构、“组合短悬臂梁”单独承载结构、“铰接岩梁”单独承载结构，采取措施后，覆岩结构稳定性变差，覆岩破坏高度增大，厚层砂岩悬顶消失, 超前支承压力峰值明显降低，顶煤完整性遭到破坏，弱化措施可以有效降低工作面回采期间厚层坚硬顶板引起的悬顶长度、应力集中程度及顶煤完整性，压裂影响区内，非来压期间，循环末阻力下降25.4%，来压期间循环末阻力下降15.3%，地面压裂后覆岩分层破坏程度较高，坚硬厚层岩层薄层化，顶煤回收率得到了提高，比未经地面压裂弱化顶煤时回收率增加了6.1%。

针对工作面回采过程中及收尾后大巷难以保持稳定的问题，为了改变传统卸压方式在卸压范围、卸压时间、卸压效果等方面存在的不足，提出利用定向水平钻孔水力压裂技术进行卸压，采用理论分析和数值计算相结合的方式分析了大巷高应力产生原因，揭示了定向水平钻孔水力压裂对于工作面高支承压力转移作用机理，结果表明：工作面末采期顶板的断裂、旋转、运移、垮落等剧烈活动是造成采区大巷围岩应力集聚的主要原因；在工作面终采线实施定向水平钻孔水力压裂能够消除工作面停采后顶板破断而产生的动压能量，同时能够使得垮落带岩层及时破断冒落充填采空区，改变悬臂结构，进而降低护巷煤柱应力，现场应用取得了良好的效果。

为实现冲击地压巷道支护参数的定量化确定，提出了基于能量计算的冲击地压巷道支护参数确定方法，主要包括巷道冲击危险性评估、震源参数、巷道围岩最大冲击动能和支护结构吸能量确定。利用理论计算、数值模拟及实验室测试等方法确定出了耿村矿13230工作面上巷的单位面积释放的冲击动能和位移势能之和为78.53kJ/m²，基于能量计算方法确定了13230工作面上巷的支护参数，三级支护系统吸能量为82.66kJ/m2，并在井下进行了工业性试验，试验结果表明：锚杆（索）初始受力较低，随着围岩变形的增加，锚杆（索）受力逐步增加，然后保持稳定。在大能量冲击事件作用下，锚杆支护结构受力出现了一定的波动，但巷道变形量不大，三级支护系统有效控制了巷道在高能量事件下的变形破坏，有效耗散了冲击动能。

为了解决现有煤矿顶板矿压预警技术可靠性低、准确性差、智能化不足的问题，研究了基于机器学习的工作面矿压预警指标分析方法，并分别采用了线性回归、系统聚类方法对液压支架循环内载荷以及周期来压步距进行分析，构建了顶板灾害预警算法，实现了工作面顶板灾害监测关键指标的自动分析和预测预警。现场应用结果表明：预警系统运行可靠性高、分析预警功能全且准确性高，在示范矿井进行顶板来压实际次数统计，其中预测准确次数不低于90%。能够为煤矿顶板灾害防治提供重要支持。

针对近水平煤层因所有微震监测台站均位于同一个水平面内，导致震源高度定位误差较大，无法满足现场监测要求，从震源求解偏微分导数的角度，理论分析了水平煤层震源高度求解误差较大的机理，提出了井上下微震联合监测技术，同时研究了地面台站的层状波速模型，利用爆破事件反演得出最佳P波波速。并通过分析门克庆煤矿和大海则煤矿的井上下微震联合监测数据，证明了该项技术对震源高度求解误差具有较好的改进作用。

针对西部矿井浅埋煤层群多工作面协调开采难题，以山西河曲沙坪煤矿为工程背景，采用理论分析、数值模拟的研究方法，对于二盘区内多煤层工作面开采的时序和空间布局进行了分析和优化，有效指导了二盘区内的工作面布置和接续。结果表明：通过数值模拟分析实现了不同开采方案的采动响应定量化分析，重复采动的覆岩结构决定着侧向采动影响角；13104工作面需在9201和9202工作面开采后接续，对10201无明显影响；协调开采时为保障综放工作面顺序接替，需采用切顶卸压沿空掘巷技术。

为了实现受房柱式采空区影响的浅埋深、近距离煤层群矿井的安全开采，依据韩家湾三盘区2^-2煤层房采区地质采矿条件，采取了“采空区钻探+漏失量观测+空区积水探测+三维激光扫描”综合探测技术，探测结果表明，三盘区2^-2煤房柱式采空区精查区域的顶板裂隙发育程度低，顶板岩层较为完整，煤柱及房仓参数为采7m留8m的采煤方式，部分区域采空区积水高度0.15~0.35m。同时基于实验室测试结果，应用相关理论对2^-2煤现状下残留煤柱、1^-2煤长壁工作面蹬空扰动2^-2煤煤柱的稳定性进行了分析，研究表明：三盘区2^-2煤不同房柱式开采尺寸的残留煤柱现状下暂时稳定；1^-2煤长壁工作面蹬空2^-2煤房柱式空区开采的支承压力影响2^-2煤残留煤柱不能保持稳定；“先采下组煤层，利用矿山压力对2^-2煤残留煤柱破坏后，再在扰动破坏后的房柱式采空区上实施上组煤蹬空开采”的方案是技术可行的。

为了提高煤矿供电系统的安全性和可靠性，避免后期二次改造造成重复投资和浪费等现象，采用合理的负荷统计和计算方法，从基础资料收集、计算分析、矿井电源和变电站主接线方式的确定、设备选型及电缆选择等方面，分析矿井供配电系统设计中的主要内容和常见问题，在此基础上，进行了王洼煤矿供电系统的改造设计。结果表明，该设计方案能够满足矿井的生产需要，提高了供电系统的可靠性和经济性，可帮助企业做好建设规划，对矿井供电系统的改造设计提供有效的支撑。

针对四角罐道因受力特征不明确、设计理论研究不足等影响，在结构设计中存在结构形式无法确定、结构安全性无法评估的问题，文章研究了四角罐道的水平力计算方法。由于参考端罐道水平力计算方法，与实测的作用四角罐道水平力存在较大误差，对陕北大海则煤矿立井四角罐道水平力进行了现场测试，采用一元线性回归分析模型，建立了煤矿立井四角罐道水平力计算方法。得到了提升容器作用四角罐道水平力与提升终端荷载的关系，获取了提升容器作用于四角罐道正面和侧面的水平力计算公式。该方法可为煤矿立井井口、井底金属支持结构受力分析和煤矿立井四角罐道设计参数研究提供依据。

煤炭洗选企业信息化建设工作是标准化管理规范工作的延伸，经过3年的标准化管理规范评定工作，煤炭洗选企业在安全管理、经济技术指标等方面取得了显著成果，并具备了信息化建设的基础。但现阶段煤炭洗选企业信息化建设工作存在基础工作薄弱、生产过程设备更新增加、管理系统冗杂和建设投资大等问题，为避免标准不一、数据各异和重复投资等情况的发生，山西省在全国率先开展相关标准的制定工作，2023年10月8日，《煤炭洗选企业信息化建设规范》（DB 14/2819—2023）发布实施，针对此标准，详细解读了标准制定的背景、意义和过程以及制定的依据、建设要点，便于洗选企业从业人员对标准的深一步理解，进而推动煤炭洗选企业信息化建设工作。

深部高应力巷道由于受到周围采空区、煤柱以及回采工作面的影响，往往处于极复杂的应力状态，呈现出各种变形破坏特征。以曲江煤矿-850m西大巷为研究对象，通过现场调研、锚杆锚索受力监测、围岩变形监测等分析回采期间巷道的变形破坏形态，将采动下深部高应力巷道围岩变形破坏分为后方持续高压变形区和前方扰动动压变形区；依据采动下不同区的破坏形态，提出在后方持续高压变形区实施“三锚”联合支护技术，前方扰动动压变形区实施抗让结合的支护理念。通过对修复段的观察分析表明所确定的分区联合支护方案是合理、有效的能确保采动下深部高应力巷道长期稳定。

高应力环境临空小煤柱巷道面临围岩稳定性差，巷道维护难度大等问题，以福达煤矿15^#煤层5m小煤柱应用现场为背景，针对影响小煤柱巷道围岩稳定性的关键因素，包括：地应力水平高、围岩稳定性差、煤柱内部遗留钻场空区等，提出了侧向水力压裂卸压、临空巷道围岩稳定性控制及煤柱内隐蔽钻场高水材料充填技术方案，并开展现场应用，结果表明：①水力压裂关键层位起裂压力峰值为26.5MPa，各孔最大压力均值22.3MPa，孔内原生裂隙受高压水挤压作用逐渐张开，对顶板完整性的弱化作用显著；②基于巷道矿压数据分析结论，顶板锚杆应力峰值为108kN，帮锚杆应力峰值为86kN，均远低于锚杆的屈服载荷，未出现断锚现象。巷道两帮及顶板下沉量均在可控范围内，巷道收缩量较小，围岩整体稳定性得到有效控制；③隐蔽钻场充填高水材料总体积682.9m³，高于钻场空区总体积，每个充填钻孔均保证返浆后停止注浆，钻场充满率较高，残留1.5m煤柱稳定性较好，达到了预期效果。

为了研究单侧工作面沿空留巷围岩变形破坏规律，以高河煤矿W2306、W2307工作面为工程背景，采用理论分析、数值模拟及工程实测相结合的研究方法，分别对W2306工作面单侧双留巷掘进、留巷、复用三个阶段围岩变形破坏规律进行了研究。研究结果表明：在掘进阶段围岩变形和应力变化基本以顶板中心为对称结构；留巷期间巷道存在着超前支承应力作用，留巷稳定性被破坏的程度最高，围岩发生的塑性变形最大；复用阶段留巷平衡遭受二次破坏，直到工作面后方一定距离逐渐减小消失。

为了实现地面瓦斯抽采直井快速、安全钻穿采空区，根据“上三带”中的垮落带、断裂带以及“下三带”中的底板导水破坏带高度计算公式，得到易发生钻井液漏失井段的深度，提出了优化后的四开井身结构和对应井段所采用的循环介质。在此基础上，结合沁水盆地寺河矿区地质条件，进行井身结构设计和循环介质选择，成功施工了一口穿采空区瓦斯抽采直井。结果表明：一开、二开及四开井段采用水基钻井液体系以较小漏失量钻进，三开井段采用氮气循环介质钻进，能够实现一次性高效顺利穿越采空区，达到快速、安全完井的目的。

为了最大限度地发挥走向长钻孔在瓦斯治理中的作用，分析了走向长钻孔群抽采卸压瓦斯的原理，利用理论分析、数值模拟、物理模拟等多种手段，研究了走向长钻孔群立体空间关键参数，并根据王家岭煤矿工作面初次来压之前和正常生产期的瓦斯涌出、顶板覆岩和工程施工质量等实际情况，确定走向长钻孔群立体空间理论分布范围，即：顶板以上为9~50m，回风巷内错为10~60m，钻场间距不大于500m，相邻钻场钻孔搭接距离不小于80m；在此研究的基础上，进行了工程应用和工作面瓦斯治理效果考察, 研究结果表明：1^#钻场钻孔瓦斯抽采纯量为0.29~0.75m³/min；2^#钻场钻孔瓦斯抽采纯量为0.38~1.42m³/min；上隅角瓦斯浓度最大为0.7%，回风流瓦斯浓度最大为0.56%，走向长钻孔群在立体空间的合理布置，保障了初次来压之前和正常生产期的工作面安全生产。

以神东矿区复合煤层开采条件为研究对象，对采空区、区段煤柱下回采工作面矿压显现特殊规律进行深入研究，构建了区段煤柱下采煤工作面静载模型与动载模型；在静载模型中推导了上组煤与下组煤的应力解算方法；在动载模型中计算了因采动破坏、煤柱失稳导致上组煤基本顶岩块垮落所带来的附加载荷，分析了采煤工作面进出区段煤柱时对液压支架受力的影响规律。以神东哈拉沟煤矿工作面地质条件与采动条件建立了数值模拟模型，模拟采煤工作面进出煤柱时顶煤压力变化规律，经分析煤壁前方5~10m处顶板应力监测数据，得到出煤柱比进煤柱应力提高超10%以上的结论；该结论一方面验证了动载模型推导的合理性，另一方面也为动载模型中进出煤柱动载系数的选择提供依据。神东哈拉沟煤矿工作面对即将经过的B煤柱区采取水力压裂卸压措施进行岩层软化卸压处理，现场实测数据表明进出B煤柱其液压支架阻力由A煤柱区域的22333kN减小至19616kN，周期来压步距由21.7m减小至18.28m，有效缓解了进出区段煤柱其压力变化对液压支架支护状态的影响，研究成果可以为相同或相似条件下的煤层开采提供一定的参考和借鉴。

为了实现坚硬顶板的初次放顶，宽沟煤矿通过开展现场工业性试验确定磨砂射流割缝、压裂关键技术参数，设计并开展了扩面磨砂射流轴向切顶初次放顶工程，利用水压仪、钻孔窥视和出水现场观测等方法进行实施过程监控，利用微震监测、支架压力监测、煤体应力监测和顶板垮冒观测等方法进行回采过程的效果检验。研究结果表明，通过控制割缝压裂的作用压力、作用时间、用砂量等主要技术参数，完成了割缝半径200mm、割缝长度300mm的裂缝，压裂半径5m和10m的工业性试验；扩面初放实施结果验证了整个扩面顶板缝网导通，表明了该技术工程实施过程的有效性、可靠性；扩面后回采过程效果检验分析表明，采用磨砂射流轴向切顶进行顶板初次放顶同期垮冒情况基本达到了传统爆破初放切顶的效果，顶板对工作面煤壁的作用得到明显改善，工程实施过程使煤体发生2.9MPa的应力降，扩面回采期间，煤体应力集中程度得到显著改善，煤体应力未再形成应力集中，起到了良好的卸压效果。

深部沿空工作面容易发生冲击地压，造成矿井停产，治理难度大，煤柱留设的实际效果已成为影响矿井安全高效生产的重要问题。以鄂尔多斯地区深部开采为背景，在分析巨厚基岩地层结构、工作面大煤柱和沿空巷破坏等冲击地压发生特征的基础上，研究沿空侧向覆岩结构及荷载特征下冲击地压发生规律。根据实际条件，计算分析了侧向支承压力分布特征，数值模拟研究了工作面侧向支承压力分布及急增载破坏特征，得到小煤柱留设是减弱巨厚基岩地层下沿空工作面冲击危险的最优方案，并进行了实践，实现了石拉乌素煤矿小煤柱工作面的安全开采，结果可为类似条件工作面沿空开采提供借鉴。

为有效解决露天矿中卡车的故障预测问题，提出了一种基于改进灰狼算法的BP神经网络模型，并成功应用于预测露天矿卡车故障次数和故障持续时间。首先，针对传统灰狼算法的不足，引入了新的非线性更新机制和基于线性插值的种群更新机制，提出了融合多策略的改进灰狼优化算法。其次，将IGWO应用于BP神经网络的权值和阈值搜索中，形成了基于IGWO的BP神经网络模型（IGWO-BPNN）。最后，以宝日希勒露天煤矿卡车故障数据为例，成功将该模型应用于卡车故障预测研究。结果表明，在相同实验条件下，与其他算法相比，IGWO-BPNN具有更高的模型预测性能和分类精度，可帮助露天矿山科学制定卡车预防性检修计划，并为智慧露天矿山建设提供科学有效的基础决策数据。

针对河曲露天矿首采区向二采区转向的问题，对比了重新拉沟、缓帮留沟和扇形转向三种接续方式的优缺点，确定采用缓帮留沟方式。综合考虑二采区开采程序要求及留沟对内排运输系统、原煤运输系统、运距变化等影响，揭示了内排方式对剥采系统的影响规律，计算了不同开采方式的二次剥离和运输成本，构建了总费用模型。通过技术经济比较得出全压帮内排剥离物料对运输距离较小，同时内排空间能够完全释放，但会导致二采区开采过程中与首采区接触的西端帮大量的二次剥离量，而全留沟内排开采二次剥离量较少，但是由于留沟的影响，使得内排空间无法完全释放，增加了剥离物料的转排费用，同时外排剥离物料需要征地，整体开采费用较高。综合对比两种开采方式，推荐采用全留沟内排。

科学认知煤层采后上覆岩层损伤破断特征是厘清覆岩井上下一体化联动规律及地表非连续变形的前提和基础。采用理论分析、相似模拟等手段并考虑分步开采引起的岩层损伤积累效应，开展上覆岩层损伤破断特征研究。结果表明，煤层上覆低位岩层因分步开采损伤积累效应，岩层悬空部分端部和中部的最大损伤点在推进方向上滞后最大拉应力点的距离分别约为0.3NL₀和0.1NL₀，低位岩层的初次破断将整体表现为偏“O-X”破断，通过自主研发的三维相似模拟试验平台进行了试验验证。煤层上覆岩层的首次分步暴露均会产生损伤积累效应，从而导致其发生非对称破坏，地表出现偏态下沉是上覆各岩层非对称破断共同叠加的结果。

针对煤矿井下锚杆支护系统中各护表构件与围岩相互作用关系缺乏定量性研究等问题,测试了100kN预紧力时2根锚杆共同作用下,6种常用护表构件在围岩表面以及内部的支护应力的分布规律,并从应力扩散角度,给出了护表构件选型建议。研究结果表明:在围岩表面,锚杆尾部附近各会形成一个压应力集中区,压应力集中区又可分为核心区和边缘区,压应力核心区应力值大于200kPa,边缘区压应力值介于10~200kPa之间,相比于应力核心区,边缘区应力分布范围更易受构件类型影响;W钢护板、W形钢带、M形钢带和π形钢梁产生的10kPa应力可以将锚杆尾部附近的2个独立应力集中区连接起来,并形成一个具有一定宽度的连续条带,产生群锚效应;护表构件对10~200kPa的压应力在围岩表面和围岩内部的分布范围具有明显影响,但对大于200kPa的压应力和拉应力的分布范围影响较小;在距离围岩表面1m范围内,W形钢带、M形钢带、π形钢梁可以明显增加20~60kPa的应力分布面积,但当距离超过1m时,20~60kPa的应力分布面积又要比托盘时有所降低;最后从支护应力扩散角度,对护表构件的应力扩散效果从优到劣进行了排序。

为了实现碱性淋涌水巷道条件下的富水性评价，选取了顶板松动圈范围、顶板裂隙发育程度、温度、湿度、pH值、淋水时间6个指标作为评价顶板富水性的主要指标。综合AHP和熵权法的特点，提出了将改进AHP和熵权法通过最小二乘法耦合的富水性指标权重计算方法。并利用赵楼煤矿5305运输巷道50组现场地质数据，进行了基于改进AHP法和熵权法耦合的淋涌水巷道顶板富水性评价，根据评价结果对赵楼煤矿5305运输巷道强富水性区进行了支护设计，该支护方案能有效控制围岩松动圈发育以及顶板淋水状况，对全矿井和相似地质条件的东部煤矿具有借鉴意义。

为研究煤样单轴压缩宏细观破裂特征的加载速率效应，对煤样进行了0.06、0.3及3mm/min三种加载速率的单轴压缩试验，结合声发射及数值计算方法，分析了加载速率影响下煤样的力学性质、声发射特征、裂隙扩展与宏观破坏模式。研究结果表明，加载速率越高煤样的单轴抗压强度与峰值应变越大；累计振铃计数与声发射定位事件随加载速率增大不断减小；微观裂隙破坏由张拉破坏向剪切破坏过渡；宏观破坏模式由低加载速率的少量拉剪混合微裂纹破坏转变为高加载速率的单一贯穿的剪切裂纹破坏；数值模拟结果印证了室内试验结论，并揭示了煤样加载破坏实质是力链体系失稳，峰值应力前，轴向应力的增加使得局部力链强度差异增大，强弱力链断裂产生煤样的宏观破坏。

为提高破煤效率，以黄河大通发电厂内⌀4.04m×5.54m磨煤机为研究对象，探究了不同腔型衬板磨损前后磨介运动的演变过程，以磨介流动状态、碰撞关系、破煤效率、衬板承受冲击能量等进行了衬板改型优化，同时采用调节筒速促进磨损衬板高效破煤的方式，探究了筒速变化带来的介质流动变化规律。结果表明，改进后的衬板型腔使得破煤效率提高了21.7%，同时延长了衬板使用寿命。采用提高筒速补偿衬板磨损带来的破煤率低下是可行的，最大可使破煤率提升98.6%,也造成衬板法向、切向累计接触能量分别提高144.9%，54.9%，加速磨损衬板的淘汰，两种方式均可为提高煤料利用率和生产效益提供理论指导。

为提高煤矸石分拣的精度和可靠性，提出了一种基于改进YOLO v4的煤矸石识别网络，引入了Focal损失函数，使用K-means++聚类算法优化初始锚定框，将PANet中的五次卷积操作替换为CSP结构，同时引入空洞卷积的金字塔结构，降低模型参数, 实现模型的轻量化，增加了一条跨连接边构成BiFPN结构，提高对中等目标的检测能力，得到My-YOLO v4目标检测模型。本研究对所提出的My-YOLO v4识别检测方法与SSD、YOLO v3、YOLO v4三种检测方法进行实验对比分析。实验结果表明，该检测算法在测试集上检测煤与煤矸石混合的mAP值为98.14%，FPS为28.3f/s，相较于SSD、YOLO v3检测算法识别精度分别提高了5.41%、2.87%，相较于YOLO v4目标检测模型识别速度提高了7.7f/s，通过对比分析实验数据验证了My-YOLO v4目标检测模型整体性能的有效提高。

为了探索煤层在原位超临界水环境下改性的渗流和变形特性，将煤炭超临界水处理技术和原位改性采矿技术相结合，以⌀25mm×50mm寺河矿无烟煤为样本，在三轴应力条件下开展了超临界水环境下的渗流及变形特性研究。研究结果表明，在365、400、435℃的亚临界和超临界水注水条件下，无烟煤的渗透率分别比原煤下降了56.75%、96.93%和94.99%，整体渗透率的变化趋势为先快速降低再略微升高；实验初期无烟煤的渗流通道会逐渐闭合，持续注热一段时间后，渗流现象会再次恢复，恢复时间约43.5、24.54、19.81h；渗流恢复同时伴随剧烈的轴向压缩变形，试验温度越高，最终轴向压缩应变越大，约为0.06、0. 11、0.16。

因气化原煤本身的不均匀性，干煤粉气化炉在操作过程中不可避免地存在某些工艺参数波动，进而影响气化炉运行稳定性。为了定量评估神优3新煤种在干粉气化炉试烧中的稳定性，选择受控率和影响粉煤加压气化过程稳定性的主要工艺参数，对干粉气化炉气化过程进行统计过程控制分析。研究表明，气化过程主要工艺参数的受控率均在95%以上，四台干粉气化炉整体运行稳定性较好。进一步提升气化运行稳定性，可调整气化炉压力和有效气含量的控制范围，改进煤粉流量和甲烷含量的分析测量精度，优化气化炉结构。统计过程控制分析方法可用于分析、发现干粉气化炉运行关键工艺参数的波动，从而为气化炉生产过程提供指导。

为促进地区能源结构转型升级，加快实现碳排放减少的目标，文章探讨了西北地区煤矿与新能源融合的重要意义及其实施路径。结合西北地区煤炭和新能源资源的特点，在评估煤矿能源需求特征后，重点讨论适用于在煤矿工业广场和采煤沉陷区实施的五条核心技术路径：分布式光伏、集中式光伏、集中式风电、太阳能供热和风能制热。并以千万吨级小纪汗煤矿为案例，探讨了通过煤矿与新能源融合发展构建零碳矿山建设的实施技术路线图。最后对煤炭与新能源融合发展提出了对策建议，为西北地区煤炭企业低碳高质量转型发展提供参考。

河南省内，因资源枯竭、非法开采、经营不当以及国家去产能政策等导致大量煤矿关闭/废弃，形成了大量的井筒、巷道、硐室和采空区等地下空间。基于河南省煤矿统计数据和矿井地面数据、井下调研数据，采用比例系数法和采空区模型计算法对河南省煤矿井巷和采空区可利用地下空间进行了估算，获得井巷地下可利用空间5265.97万m³，采空区可利用地下空间180255.21万m³，空间上主要分布在全省的中部和西部城市。并对空间资源量超过10000m³的典型煤矿城市郑州市、平顶山市、三门峡市、鹤壁市和洛阳市提出了综合开发利用建议。

为了健全与完善煤炭企业科技项目经费预决算管理体系，提高科研经费利用效率，促进重大科技成果产出，增强企业科技创新能力。选择S煤炭企业2012—2022年期间立项并结题验收科技项目的预算、决算数据，采取描述性统计、区间分布等方法对项目预决算差异的整体特征、结构特征及原因进行了分析，从预算编制、审查、执行与督查和决算管理四个方面提出了有效可行的煤炭企业科技项目经费管理的优化策略，以期为煤炭企业科技项目经费预决算精细化管理转型提供借鉴。

针对煤矿钢丝绳芯输送带采用人工巡检效率低、准确度差的问题，研发了一种基于X射线和激光三维重构技术的矿用钢丝绳芯输送带智能无损探伤监测系统，该系统通过卷积神经网络、点云数据三维重构和数据调度算法进行数据分析处理，实现了对钢丝绳芯输送带内部及外部的失效特征检测预警、外部磨损区域的框选面积及磨损体积计算和钢丝绳芯断丝、抽头、扭曲、接头长度变化等失效特征故障诊断功能，经过实验验证，系统对输送带表面损伤识别分辨率小于1.5mm×1.5mm，磨损区域识别面积精度小于1mm²，鼓包识别体积精度小于1.5mm³，对输送带断绳（丝）、鼓包和接头抽动位移3类损毁失效识别正确率约为98%。该系统根据钢丝绳芯输送带数字化检测数据分析，可准确判断输送带的故障点并发出预警，有效保障输送带安全使用。

为提高硬岩巷道掘进过程中滚刀破岩性能，结合滚刀切削载荷、比能及温度指标，从多维度研究了割缝深度及其相对滚刀横向距离对岩石破岩性能的影响规律，分析了滚刀切削速度对滚刀载荷及温度的影响规律，并探究了滚刀切削速度与割缝深度及其相对滚刀横向距离间的相互作用关系，获得了割缝参数在匹配安装半径较大滚刀期间的调整方向。研究结果表明，在切削速度由1.0m/min依次增加至1.5、2.0、2.5、3.0m/min的过程中，滚刀载荷分别增大了15.04%、43.83%、89.79%、161.84%，滚刀最高温度分别升高了30.01%、87.51%、121.26%、134.55%，推荐的切削速度优选范围为1.0~1.5m/min。若需要同时兼顾滚刀破岩效率，则切削速度亦可放宽至2.0m/min，但滚刀切削比能将由此相对增大19.51%。