为解决现有基于自然射线的煤矸识别方法无法直接计算放煤口混矸率的问题，设计了基于双目相机的综放工作面放煤量监测系统。该系统通过监测放煤口放出量，结合自然射线煤矸识别数据计算混矸率，辅助确定合理的放煤口关闭时机。系统采用栅线投影法，向放煤口附近刮板输送机的煤流表面投影栅格图像，利用双目相机扫描获取煤流轮廓的高精度点云数据；通过投影和微距格网划分构建三维点云模型，引入有限元体积计算方法切片处理，结合梯形法计算切片体积并求和，得到煤流总体积。同时设计伸缩支架结构，实现探测器的灵活调节与安全保护。实验室试验表明，系统在不同煤流堆积状态下测量误差均低于5%。其中，平铺状态误差约 5%，堆体状态误差4.6%~4.9%，均方根误差 0.2952，显示出高精确度与稳定性。该系统为综放工作面智能化放煤提供了可靠的实时监测数据，支持混矸率精准计算，对提升煤矸自动识别技术的实用性具有重要意义，为煤矿智能化建设提供了新的技术手段。

针对我国超深立井施工中提升系统承载最小安全系数计算未充分考虑时变动载荷，以及与国外最小安全系数标准存在差异等问题，以三山岛矿为研究对象，对比分析了国内外钢丝绳最小承载安全系数计算理论下的极限提升高度与提升载荷差异。建立了提升机-钢丝绳-提升容器多体耦合动力学模型，提出了基于时变载荷谱的动态安全系数计算方法，揭示了提升系统在加速、匀速、减速全过程的振动特性、动张力演化规律及动态安全系数变化规律。研究结果表明：在提升过程中，随着提升高度的增加，钢丝绳和吊桶的纵向与扭转振动幅度和频率逐渐增大，而横向振动则呈现先增大后下降、最终趋于平稳的变化趋势；基于国内外钢丝绳承载安全系数计算理论，钢丝绳动态承载安全系数在提升阶段随提升高度的增加呈递增趋势，而在下放阶段则随下放深度的增加呈递减趋势，且在加速阶段动态波动幅值达到最大。

为了合理论证近距离煤层群下行重复采动底板煤层开采可行性，以钱家营矿典型近距离煤层群下行开采为背景，采用理论分析、数值模拟和现场实测等方法，开展了近距离煤层群下行重复采动底板煤层破坏特征与开采可行性研究。基于煤层开采底板滑移线场理论，细化了煤壁前方支承压力的应力分区，得到上部煤层一次/重复开采底板的破坏深度分别为7.85m和4.18m，未波及煤层本身，底板煤层本身仍能够保持良好的连续性与完整性。在上部煤层一次/重复开采影响下，底板裂隙发育数量不断增加，但裂隙发育深度变化不大，裂隙密集发育至底板煤层基本顶。现场地质雷达实测结果显示，上部煤层开采后底板岩层的电磁信号分布较均匀，未出现电磁信号大范围波动等异常现象，即底板煤层顶板基本能够维持完整，具有良好的开采可行性。

为保护贴临瓦斯抽采泵房的建筑物内人员安全，需要设置抗爆墙与厂房中有爆炸危险的区域分隔。由于煤炭行业相关规范暂无抗爆设计相关内容，参考石油化工行业相关抗爆设计规范、抗爆间室相关设计规范及文献，介绍了室内外爆炸荷载的特点、作用方式及爆炸冲击波相关参数的计算，阐述了抗爆墙设计的流程及公式运用方法。在此基础上，结合王峰矿井瓦斯抽采站的平面布置，进行了贴临瓦斯抽采泵房建筑的抗爆墙设计，为其内部工作人员提供了安全保障。

针对深钻井井筒井壁底在浇筑、养护及下沉过程中易产生裂纹的难题，以陶忽图煤矿北风井为工程背景，开展了深钻井井筒井壁底受力分析与高性能纤维混凝土制备研究。采用数值模拟方法分析了半椭圆回转扁球壳式井壁底受力状态，识别出关键拉应力区域。结果表明，井壁底筒体顶部外侧存在显著拉应力区域，最大主应力达0.56MPa，存在受拉开裂风险，井壁底混凝土应采取防开裂措施。研究获得井壁底C75纤维混凝土的最优配合比为水泥∶粉煤灰∶磨细矿渣∶石子∶砂∶水∶减水剂∶纤维=400∶75∶85∶1011.8∶732.6∶145.6∶13. 44∶2.0。平板裂缝试验表明，纤维混凝土抗裂性能显著优于普通混凝土。研究的配合比在工程现场应用表明，浇筑的井壁底未出现裂纹。

为了提升冻结法竖井掘进机在软岩富水复杂地层中的施工效率和安全性，基于冻结岩体的力学特性，研究了掘进与支护施工中的关键技术，重点优化截割参数与支护工艺，形成适用于冻结井筒施工的系统化技术方案。采用足尺试验与参数优化分析，探讨截割深度、滚筒转速及牵引速度对破岩效率和施工稳定性的影响，并提出冻结井壁的高效支护模式。结果表明，优化后的低转速、小切深截割工艺，使截割比能耗降低，提高了掘进效率，有效减少了冻结壁扰动，提高了施工稳定性。同时，采用双层钢筋混凝土井壁结构，结合外壁同步支护和内壁分段翻模的施工工艺，显著提升了井壁支护质量，并通过“掘进—支护—出渣”同步施工模式提高整体施工效率。研究成果为软岩富水复杂地层下的冻结法竖井施工提供了技术支撑，并可为类似工程的施工优化提供借鉴。

针对深部动压巷道受高原岩应力、强烈采动应力的双重叠加扰动影响，巷道围岩频繁发生大变形、支护结构失效、反复维修等问题。以云驾岭矿八采区运输平巷受12805下工作面采动影响为工程背景，通过理论分析、岩石力学实验、数值模拟、现场监测等方法，研究动压扰动下巷道变形破坏规律，分析采动影响下巷道围岩大变形机理，提出扰动源巷道切顶卸压+动压扰动巷道“双壳”加固的联合治理技术。研究结果表明：深井巷道受高应力场和工作面动压扰动等双重叠加应力扰动影响，巷道围岩结构发生不可逆性强度损伤，围岩体应力强度普遍下降，导致动压巷道支护结构大面积失效，巷道围岩发生大变形破坏；扰动源巷道采用切顶卸压后，工作面侧向支承压力影响范围和应力传递强度均大幅度减小，为动压区巷道加强支护提供了稳定的应力环境，动压巷道采用双壳支护后，巷道破碎区岩体强度得到提高，围岩承载能力得到加强，抑制了动压巷道的变形破坏。现场试验结果表明：动压巷道围岩变形量控制在220mm以内，锚杆（索）最大受力为极限破断力的54.7%，动压巷道围岩变形得到有效控制，锚杆（索）受力均在合理范围内，扰动源切顶卸压+动压巷道“双壳”支护的联合治理方案现场应用效果良好。

针对锦程煤矿坚硬顶板工作面开采中顶板难以垮落导致的大面积悬顶、周边煤体及巷道围岩高应力大变形问题，以10-205厚硬顶板工作面为工程背景，通过理论分析与数值模拟，研究爆破切顶卸压对采区巷道围岩变形的控制技术，明确了合理的切顶关键参数，并开展现场工程应用。研究结果表明：爆破切顶改变了顶板断裂位置，垮落岩块填充采空区并支撑上覆岩层结构，避免了顶板旋转下沉对采区轨道巷的强烈扰动。对于10-205工作面，最优切顶方式为深浅孔联合切顶，其中浅孔切顶高度14.7m，深孔切顶高度22.6m。与浅孔爆破切顶相比，该工艺使采区轨道巷顶底板相对移近量、两帮相对移近量分别降低了63%和56%，有效控制了巷道变形，切顶卸压取得了良好的护巷效果。

针对永城矿区石炭系太原组多层灰岩治理难题，在新桥煤矿21106工作面采用超前区域治理技术，实现受太原组上段灰岩水威胁煤层的安全开采。通过剖析21106工作面地质构造情况，提出了“先锁边后注浆”的治理模式。依据含水层位置、发育情况、富水性及治理效果确定注浆治理层位，通过治理过程数据分析，揭示地面注浆规律与漏失规律，并对数据进行拟合发现两者关联。基于稳压注浆阶段浆液参数变化特征，提出动态注浆控制方法。根据井下验证孔出水规律评估注浆效果，构建“治理层位选择—地面动态高压注浆—圈定物探异常区—井下空白区补注—井下钻探验证—井下构造发育区验证—物探验证”的超前区域治理体系。结果表明：钻孔注浆量主要用于构造及漏失点位治理；先施工的主孔区域与构造区域更易发生漏失且漏失量显著偏大；注浆量与漏失量之间符合幂函数关系；稳压注浆阶段通过拟合公式动态调控注浆压力、浆液密度等关键参数，可提高注浆效率并保障注浆效果。物探及检验钻孔数据显示超前区域治理效果显著，终孔水压由2.23MPa降至1.5MPa，水压分布呈孤岛状；L10灰岩作为治理层位，有效增加了隔水层厚度及稳定性，阻断导水通道，解除了承压水威胁，实现了复杂地质构造下多层灰岩承压水上工作面的安全回采。

斜井作为进入矿体的主要途径之一，掘进过程中常因揭露含水层或有毒有害气体威胁矿井及矿工安全。针对大坪煤矿斜井过长兴灰岩时出现的硫化氢气体涌出问题，系统分析了矿井地质及水文地质条件，结合物探探测及钻孔水源辨识资料，明确了硫化氢气体伴随着裂隙水涌出的特征；确定了硫化氢气体来源于构造裂隙带岩层的硫化矿物与构造裂隙水化合作用，在大埋深及弱径流条件下产生较多硫化氢气体；针对斜井过长兴灰岩硫化氢气体提出了井筒超前帷幕预注浆的技术，在井筒前方预注浆形成内外两层封闭帷幕，采用普通水泥-水玻璃双浆液及可注性好的溶液型化学浆液进行分段高压注浆；通过物探探查、验证孔验证及井筒掘进观测，整个掘进过程中未见明显大量的硫化氢气体及裂隙水冒出情况，验证了斜井迎头帷幕注浆的有效性，能够为其他矿井的硫化氢气体治理提供借鉴。

为提高低透煤层水力冲孔钻孔卸压瓦斯抽采效果，消除冲孔诱发的集中应力对瓦斯流动的负效应，提出了水力冲孔协同注气驱替强化瓦斯抽采方法。同时，为探讨影响水力冲孔协同注气驱替增抽瓦斯效果的因素，建立了多组分气体储运过程流-固耦合模型，分析了不同冲孔钻孔等效直径、注气压力和钻孔间距对瓦斯增流和消突效果的影响规律。结果表明：冲孔钻孔等效直径越大，注气初期增流效果越显著；注气后期冲孔钻孔等效直径对增流效果的影响逐渐减小。注气时间小于25d时，等效直径2.4m条件瓦斯抽采纯量明显高于等效直径1.6m 条件。当注气时间大于25d时，两种条件下的瓦斯抽采纯流量逐接近并在后期出现等效直径2.4m条件瓦斯抽采纯流量小于1.6m条件的现象。注气初期注气压力对增流效果影响不大；注气时间逐渐增大时，注气压力对增流效果的影响逐渐减小。钻孔间距对瓦斯增流和消突效果影响并不显著，但钻孔间距较大时可能出现增产滞后现象。因此，虽然较大的冲孔钻孔等效直径与注气压力条件，能有效缩短消突周期，但是注气驱替后期效果并不显著。现场工程试验结果表明，采用低透煤层水力冲孔与注气驱替协同增抽瓦斯技术后，钻孔瓦斯抽采流量最大提高至0.0325m³/min，增流44%~85%。与此同时，钻孔瓦斯抽采浓度最大提高至79.3%，浓度提高了103%~167%。

为确定吉宁煤矿2109工作面采空区高位钻孔的最佳布置参数，分析了切顶沿空留巷下2109 工作面完整的覆岩运动过程，研究了采空区在切顶沿空留巷Y型通风下的瓦斯分布规律，并对高位钻孔高度、间距等参数进行了优化。研究结果表明：切顶沿空留巷条件下裂隙带具有非对称性发育特征，切顶侧垮落带和裂隙带最大高度为22m和82m，未切顶侧垮落带和裂隙带最大高度为20m和86m。瓦斯在Y型通风下主要分布于采空区深部，且富集区位于未切顶侧裂隙带内，最大瓦斯浓度为42%。进一步确定了高位钻孔的最佳高度、间距分别为70m和20m，在该参数下经过160d抽采，回采工作面附近最大瓦斯浓度由1.94%降至0. 497%。根据2109工作面现场情况，设计了8个高位钻孔对采空区瓦斯进行抽采，在抽采初期，1—8号钻孔单日抽采量均呈逐渐增大的趋势，符合未抽采前瓦斯分布情况，且抽采结束后位于未切顶侧的4—8号抽采量大于位于切顶侧1—3号的抽采量，印证了切顶留巷条件下的瓦斯富集规律。

微震监测技术是以工作面开采过程中产生的震动为监测对象，通过微震数据统计分析，并结合生产实际，对动力灾害危险性进行评价的方法。微震监测技术在台网优化布置、震源定位算法和冲击地压监测等方面已取得了突飞猛进的发展，近年来在顶板破裂监测和水害监测等领域取得了诸多创新成果。但是煤矿微震监测技术仍存在诸多问题限制了其进一步发展，比如微震数据深度分析不充分，单一波速结构影响定位精度，近水平煤层Z值定位精度低，能量算法不统一等。未来微震监测技术的发展主要集中在系统软硬件和算法创新升级、数据深度挖掘分析、操作智能化等方向，以达到数据真实可靠、震源定位精度高、操作智能友好和有效指导安全生产的目的。

为了掌握较大以上煤矿事故的时空特征与致因情况，助力防范煤矿重特大事故，采用集中指数与空间分析方法对2013—2023年中国较大以上煤矿事故展开分析，结果表明：2013—2019年事故起数明显下降，2020年起事故起数稳定但死亡人数和直接经济损失逐年增长。瓦斯事故明显好转，顶板事故增加，水害事故稳定但经济损失大且对地方国有煤矿影响大。②事发月份分为4个阶段且离散程度不同，10—12月生产安全问题最为突出。事故分布具有空间关联性，在东北-中部-西南方向形成三个高值聚簇，重心路径表现为东北-西南交替移动。③违法违规组织生产是历年事故主因，违规操作问题得以好转但支护不到位凸显，且不同事故类型的主要致因各异。2013—2017年间接原因以企业管理能力和技术管理不到位为主，2018—2023年为企业管理松懈与员工专业素养不足。④产煤省普遍存在迟报瞒报情况且公职人员参与呈增长趋势，当事故主因来自于企业管理层时更易发生迟报瞒报。

为解决突出深埋煤层群采用保护层开采时上被保护层卸压瓦斯分布规律难以精准确定的问题，基于碳、氢同位素质量守恒原理，构建三端混源瓦斯精确量化溯源模型。通过采集丁5-6、戊8、戊9-10煤层母本瓦斯气样及距开采层不同高度的混合瓦斯气样，开展碳、氢同位素测试分析。研究结果表明：回采工作面上隅角埋管抽采的混合瓦斯中，丁5-6、戊8、戊9-10煤层瓦斯占比分别为16%、78%、6%；在戊9-10煤层顶板8倍、10倍、12倍、14倍采高处，丁5-6煤层卸压瓦斯占比依次为26%、31%、37%、45%，戊8煤层卸压瓦斯占比则分别为72%、66%、61%、53%。该研究成果实现了开采空间内被保护层卸压瓦斯分布的量化分析，不仅可为保护层回采工作面邻近层卸压瓦斯的精准抽采提供指导，还能为评估被保护层的卸压保护效果提供重要参考依据。

为精准预测煤层注CO₂气体后的CH₄置换率，以无烟煤为研究对象，基于不同煤层温度T、不同CO₂注入压力P₀及不同初始吸附平衡压力P₁条件下煤样的CH₄置换率η实验数据，采用BP 神经网络算法，建立了该煤样的CH₄置换率预测模型，并通过决定系数R²、均方根误差RMSE和平均绝对误差MAE对预测模型精度进行评估。结果表明，煤样的CH₄置换率η随煤层温度T和CO₂注入压力P₀的增加而增大，但随初始吸附平衡压力P₁的增加而减小；所建立的预测模型在测试集实验数据的应用中，其决定系数R²值为0.986，均方根误差RMSE值为0.349，平均绝对误差MAE值为0.312，并且预测值和实际值的误差不超过2.30%，说明所建立预测模型的预测精度较高，可为煤层注气技术开采提供指导。

深部煤层气含气量的准确计算是其资源量评价的核心环节。通过文献调研，剖析了深部煤层气含气量特征，归纳现有计算方法并综合评价，提出深部煤层气含气量计算方法的主要发展方向。研究表明，深部煤层因埋深大、变质程度高、水动力条件弱，通常具有高含气量；含气量随深度增加呈现先快速升高后缓慢降低的变化规律，气体赋存状态也由吸附气为主逐渐转变为吸附气与游离气共存。根据测定过程与气体赋存形式，含气量可直接和间接计算，每种方法的计算原理、深层应用适用性及应用效果存在显著差异，其中取样流程标准化与数学模型的精准构建是测定关键。未来发展趋势表现为：多学科交叉融合与多种方法协同应用、新型预测方法与测试技术的研发，以及预测动态性和实时性的提升。

无人驾驶矿用卡车具有载荷变化大的特点，导致矿卡在空载和满载时动力学特性变化较大。为提高变载荷工况下无人矿卡的自适应性和实现加速度跟随效果，提出了一种双环模糊PID控制器。该控制器结合了内环加速度控制与外环速度控制，通过建立针对不同载荷条件下的模糊逻辑规则实现PID参数的在线调节，能够有效应对大载荷变化下矿卡系统的变化，实现纵向速度和加速度的精确跟踪。仿真结果表明，该控制器表现出较好的自适应性和加速度跟踪性能：在变载荷工况下，该算法的最大速度误差为0.49km/h，为运行速度的1.6%，加速度最大误差为0.103m/s²。该方法提升了无人矿用卡车在不同负载情况下的鲁棒性并对加速度进行了跟随，为露天矿区无人驾驶技术提供了可靠支持。

长期堆积的煤矸石在风化雨水侵蚀的作用下会形成含铅、铬等重金属的酸性煤矸石淋滤液，如果底部不做防渗处理，会严重污染矿区土壤和地下水环境。为解决此问题，以膨润土、粉煤灰、粉土为原料，添加聚丙烯酸钠制备膨润土-粉煤灰-粉土-聚丙烯酸钠复合防渗材料（BFS），并对其防渗性能进行研究。研究结果发现在膨润土-粉煤灰混合的基础上添加粉土和聚丙烯酸钠进行四因素交互实验，基于响应面Central Composite试验方法获得的膨润土、粉煤灰、粉土以及聚丙烯酸钠的掺量的质量最优配比为：65∶35∶37.5∶4，在此比例下BFS的渗透系数为1.35×10^-8cm/s，阳离子交换量为54.09cmol⁺/g，自由膨胀系数为8.55mL/2g，满足防渗性能要求。BFS的研制充分利用粉煤灰和聚丙烯酸钠的优势，对于降低采煤沉陷区复垦的成本，增加粉煤灰和膨润土的综合利用途径和利用率具有一定的现实意义；同时为煤矸石填埋场防渗层的设计、应用和效果评价提供理论支撑。

地面储煤堆蓄热区热量有效移除对防治煤堆自燃至关重要。为了掌握重力热棒在大型储煤堆局部高温异常区域的移热效率参数，采用缩尺度实验台和大型储煤堆迎风口高温区域布置重力热棒移热相结合的方法，研究了重力热棒在缩尺度煤堆中最优移热效率参数和范围，现场工业试验验证了储煤堆重力热棒移热有效性。结果显示：重力热棒不同布置方式下的移热效率和范围存在差异性，当储煤堆中热棒全蒸发段(1∶1)插入、角度为90°且风速为2.0m/s时，储煤堆的恒定热源温度由150℃降至36℃，在平均1.55℃/h降温速率下的最大移热率达到32%，热流密度法确定的最大移热半径达到50cm。在地面大型煤堆开展了热棒移热试验，重力热棒移热区域储煤堆内部温度明显降低且呈阶段性，相比煤堆高温区域降低至40℃以下，移热效果明显。研究结果可为重力热棒移热技术基础参数确定提供理论依据。

煤矿安全管理缺陷是导致煤矿事故发生的根本原因，但煤矿安全管理缺陷排查整改现状不容乐观，煤矿安全管理与现代化管理水平仍有差距。为减少我国煤矿安全管理存在的缺陷、促进排查整改工作的落实，梳理了煤矿安全管理缺陷的发展历程；分析了煤矿安全管理缺陷的研究现状和实践现状；提出以管理缺陷为主线的事故致因模型；探讨了煤矿安全管理缺陷的概念、具体内容和未来展望。研究表明：煤矿安全管理缺陷的敏感性、特殊性、复杂性、隐蔽性和模糊性是导致其在我国煤矿实践中难以进行的根本原因。最后，根据研究结果给出了关于对管理缺陷进行排查和整改的理论模型、实践流程的发展建议。

为了促进煤矿掘锚一体机再制造技术进步和质量提升，分析了掘锚一体机再制造现状和技术规范及标准起草情况；研究了结构件裂纹的修复、耐磨板的修复、截割滚筒的修复、滑架再制造、减速器再制造、电控箱箱体再制造和其他关键技术迭代；阐述了再制造工艺流程、关键元部件及系统的测试试验、质量管控体系。完成再制造掘锚一体机14台，其中进口掘锚一体机12台，国产掘锚一体机2台，再制造后的整机性能与再制造前相当，使用效果良好。针对再制造理论基础薄弱、工艺不精准、技术不先进等问题，提出创新思路，即：将掘锚一体机再制造当作新产品研制、加强可再制造性评估和服役寿命预测方法应用、加强再制造设计、将再制造经验应用于掘锚一体机设计、突出信息化建设价值和拓展数字化应用、创新再制造服务理念。