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第七章 矿压观测数据的分析与处理 第一节 概述 矿压观测资料的分析整理与总结十分重要。其资料分析结果对其它工作面、水平煤层开采具有工程类比的作用。 如果不认真整理、分析、总结观测资料，那么矿压观测工作也只是一种形式。 相同的矿压观测手段、数据和基本资料，不同的人总结出来资料的质量及实用性不同。 第一节 概述 w 矿压观测工作分为一般性常规矿压观测工作和带有科学研究性的专题性矿压观测工作。 w 矿压观测数据的分析与处理包括对矿压观测数据可靠程度的判定、观测数据的计算，制表、作图、分析及经验公式的确定等内容。 w 误差观测数据与真实的矿压显现情况之间存在差异，这种差异就称为误差。误差就是测量值与真实值的差值。 第一节 概述 误差的原因矿压观测仪器灵敏度不高，观测方法不够完善，井下观测环境比较恶劣，生产和地质条件多变的影响以及观测人员技术水平的差异等。 可以逐步减小数据误差，但不能消除误差。 要研究判定矿压观测数据的可靠程度，则必须研究有关误差的一些基本理论。 第一节 概述 随机试验每次观测时，并不知道所要观测量的大小，但它的范围可以确定，这种观测工作在数学上称为随机试验。 w 随机事件试验中，对一次试验观测可能出现也可能不出现，而在大量重复试验观测中却具有某种规律性的事情观测结果，称为随机试验观测的随机事件，简称事件。即矿压观测数据具有明显的随机性。 w 随机因素一些未加控制的因素对观测结果的影响是随机的，或大或小，或正或负，具有一定偶然性，将这些因素通称为随机因素。 第一节 概述 w 随机变量随机事件是在随机因素作用下发生的事件，它的取值称为随机变量。矿压观测就是一种随机试验，观测结果称为随机事件，观测的矿压显现量是随机变量。 w 随机变量的值是受随机因素影响的，随机因素对观测数据的影响虽然具有一定的偶然性，但大量的观测数据却表现出某种规律性。 w 研究这些规律性，必须用概率论与数理统计的基本理论和方法，为此介绍与矿压观测数据处理和分析有关的概率论和数据统计方法。 第二节 观测数据的误差分析 一、误差的分类 一按照误差的来源分 1、设备误差 1设备误差按其来源分为 ①标准器误差提供标准量值的器具称为标准器，来自标准器的误差称为标准器误差； ②仪表误差由仪表本身引起的误差称为仪表误差； ③附件误差为方便测量所使用的各种辅助物均属测量附件，由这些辅件所引起的误差称为附件误差； 2设备误差按其表现形式分为 ①机构误差由于制造工艺及组装技术所引起的。 ②调整误差仪表、量具等没有调到理论状态引起的误差； ③量值误差测量值不准如用皮尺度量时拉紧度不同，量值不均匀引起的误差。 2、环境误差 由于各环境因素与要求的标准状态不一致造成的误差。这些因素有温度、湿度、大气压、振动、亮度引起视差等。 3、人员误差 人员误差是测量者生理上的最小分辨力、观测经验等引起的误差。 4、方法误差 由于研究方法引起的误差。如经验公式，函数类型选择的近似性引起的误差；把岩石视为连续的弹性均质体、操作和测点布置不合理等引起的误差都是方法误差。 三按照误差性质分 1、系统误差 指针不回零、尺子刻度不准、周围环境改变等，都引起系统误差。找出其误差数值变化的规律，加入适当的修正值后就可消除系统误差。 对矿压观测仪器进行严格的标定和校准，是消除系统误差的主要方法。 2、偶然误差 单次测量时，误差可大可小，可正可负，多次测量后，其平均值趋于零，具有这种性质的误差称为偶然误差。 3、综合误差 系统误差与偶然误差合称为综合误差 4、粗差 由粗枝大叶、过度疲劳或操作不正确等引起。如测错、读错、记错等。粗差又称为过失误差。 误差的性质可以转化。例如，测杆刻度划分误差，对于制造测杆来说是偶然误差，但当这台测杆用于测量顶底板相对移近量时，就成为系统误差。 第三节 概率论与数理统计方法在矿压观测数据处理分析中的应用 观测工作持征 （1）可以在相同的条件下重复进行； （2）每次观测时观测值可能不止个，但应事先掌握观测值的取值范围； 3每次观测前不能确定该次将测得什么值。 一、基本概念 1、总体和样本 矿压观测中，总体是指某个矿压观测量如顶底板移近量、支柱载荷等X取值的全体。 矿压观测量X所能取的实数个数很多，只能根据具体条件，每隔一段时间如一天、两个小时等在某一测区或测站进行观测。观测所得到的数据仅是观测量X取值范围中的一部分。把从总体中得到的一部分个体，统称为一组样本。 样本中所包含的个体数目称为样本容量,取值范围为样本空间。 观测数据不可避免地存在随机误差。数理统计的研究内容之一就是如何利用随机误差理论，根据容量有限的样本数据对总体进行推断，并做出可靠性分析。 2、概率及随机变量正态分布函数 随机试验中，每一个可能出现的结果称为基本事件。所有基本事件组成的集合叫做该随机试验的样本空间，记为S。 顶板下沉量观测是一种随机试验，观测中可能测得的一个下沉值就是一个基本事件，下沉量的取值范围就是样本空间。 注意基本事件之间是互不相容的。 定义设Х是一个随机变量（如矿压观测量），x是任意实 数，用F（x）表示Х小于x（即X≤x）的概率，即 Fx＝P{Х≤x} 此Fx称为随机变量Х的分布函数。 如果对于随机变量Х的分布函数Fx，存在非负的函数fx，使得对于任意数x有 二、频数与频率分布 为了进一步分解数据的波动情况，找出数据的分布规律，还要对数据进行分组、求出频数、画出直方图、得到频率分布。 例如中测区三架支架测得的时间加权平均工作阻力Pt，共26个数据，单位Kg/cm2 1102,883,1518,1342,1031,699,1299,956,1181,676,989,930,13491085,1020,847,1232,1139,933,763,745,672,1330,464,1162,1075 求频率分布并画出直方图的步骤如下 二、频数与频率分布 1、确定Pt上、下限为取整，定上界为1600、下界为400。 2、确定组距（子区间长度） 组距为＝200。 3、列表统计频数、计算频率表中数据中落在每个组中的数目，称之为频数或频次。求出频数与总数的百分比，即，得频率。 4、画出直方图以频率为纵坐标，以Pt为横坐标，以表中相应得数值即可画出直方图。 上图结论 w 该支架各个循环的初撑力最大值为8914 kN，平均值为3976 kN，是额定工作阻力的51.25％，支护强度平均值为0.575 MPa。初撑力主要分布在2700～5100 kN，占统计循环数的66％。循环末阻力最大值为10270 kN，平均值为6814 kN，是额定工作阻力的68.14％，支护强度平均值为0.806 MPa。末阻力绝大部分均小于额定工作阻力，最大值大于额定工作阻力，主要分布在4500～9000 kN之间，占统计循环数的67％。 三、用回归分析求经验方程 （一）一元线性回归方程的求法 有的矿压观测量之间无确定的函数关系，并非毫无关系，这种关系为相关关系。 回归分析是研究相关关系的一种数学方法。 N对观测数据在坐标系中的点几乎在某条直线附近，则两个参数呈线形相关关系。 对于给定的x，则估计值 第四节 矿压观测报告的编写 矿压观测成果要通过矿压观测报告加以概括和提高，它既是现场顶板控制的指导性文件，又是矿压理论研究和实验研究的依据。 矿压观测报告要有严格的科学性和明确的针对性，对新发现问题要大胆探讨，阐明自己的见解和学术观点。 科学性，是对全部观测数据用概率论和数理统计方法进行处理，不得随意取舍或按错误的方法整理分析。 针对性，是根据本次观测的具体内容、目的和所使用的仪器，对取得的成果进行实事求是的总结，得出本工作面或巷道所特有的矿压特征和顶板控制的方法及改善途径。 一、采煤工作面矿压观测报告的内容 分四个方面。 1、观测目的、项目及方法 说明本次矿压观测的主要任务、项目，采用的矿压观测仪器，测区、测站的布置，观测和记录的方法及日常数据整理方法等。 2、测区地质及生产技术条件 1说明观测工作面的地质条件煤层名称、采高、顶底板岩层组成、各层厚度、岩石强度、裂隙及构造发育程度、倾角、采深等附综合柱状图。 2说明观测工作面的生产系统、开采要素、工作面周围的开采状况及与采空区的相对位置关系等附采区巷道布置图。 3说明观测工作面支架型号及参数、支架规格、采煤机型号及工作方式，控顶方式及控顶距，端头支护方式及劳动组织等附支架总图及主要技术特征表。 3、观测结果分析 观测成果好坏取决于观测计划及手段是否完善、观测工作组织与实施情况。 如果观测目的明确，观测项目针对性强，观测方法和手段得当，观测数据完整且比较准确，数据整理方法恰当，定会取得较好的成果。 观测结果分析是矿压观测报告最重要的内容，也是矿压观测研究目的所在。 4、结论与建议 矿压观测工作结束，及时写出矿压总结报告。报告可详、可简，对于日常矿压观测工作，简明扼要，全面的观测资料分析基础上，只列出存在的问题及几条结论和改进建议即可。 结论和建议的主要内容工作面矿压显现规律；支架形式与参数的改进建议以及顶板控制的建议；其它需要说明的问题。 二、矿压观测结果分析的主要内容 （一）顶板来压特征 顶板来压特征包括直接顶初次垮落、基本顶初次来压和周期来压特征。 分析顶板特征的目的掌握所观测工作面围岩运动规律，为顶板分类、支架选型、确定顶板控制措施等提供可靠依据。顶板来压特征包括三个方面。 1、来压显现程度 列表对比来压时与来压前支架柱工作阻力、顶底板移近量、顶板破碎度、活柱下缩量及片帮深度等项目，判断来压显现程度。 2、来压步距 来压步距指基本顶初次来压步距L。及周期来压步距L2。实测表明，利用顶底板移近量及支柱架工作阻力P。、Pt及Pm可初步判定L0和L2。再参考煤壁片帮深度C、冒落高度h、顶板破碎度F等指标变化规律进行判断。 其步骤为 1 绘出矿压观测量与至开切眼距离的关系曲线，看其有无规律性变化的峰值。如有 ，说明可能有基本顶来压现象。 2在此前提下，计算矿压观测量的平均值和均方差，进一步确定基本顶来压峰值及步距。 w 2金属摩擦支柱的适应性和参数的合理性，应根据工作面的控顶效果作出判断。 w 机道上方的顶板破碎度；冒高30cm以上冒落区域与工作面长度的比率； w 控顶区顶梁上方顶板破碎度和顶板累积下沉量； w 顶板下沉量的组成活柱下缩量，顶梁背板压缩量，底板压入量； w 基本项初次和周期来压时工作面顶板状况及支架的稳定性等。 w 四、顶梁载荷分布及改善途径 w 单体面顶梁载荷分布基本由立柱工作阻力决定。 w 综采面需根据实测工作阻力及支架参数，计算顶梁平均合力作用点及垂直合力；按线性梯形或三角形分布公式，计算顶梁的平均阻力及其在顶梁尖端的分布；对顶梁载荷分布特征的评价及改善建议。 3、支架工作状态 指支架在井下实际工作状态，如增阻、恒阻、降阻。包括支架工作阻力在循环内随时间的变化。 1支架工作阻力与活柱下缩量的关系。 若支架工作阻力与活柱下缩量呈线性增长关系，则为增阻状态；若支架工作阻力不增加，而下缩量增长则为恒阻状态。 如果支架工作阻力下降而下缩量增长，则为降阻状态，说明支架液压系统有故障如渗漏等，必须及时检查处理。 2循环内支架工作阻力变化。 循环内支架工作阻力随时间变化分以下几种类型一次急增阻型急增阻－微增阻或连续急增阻；二次急增阻型急增阻－微增阻－急增阻，微增阻型；微增阻－恒阻型；恒阻型安全阀开启型或不开启型；初撑－降阻－增阻或恒阻型。 支架运转特性分布 支架工作状态与顶板动态、初撑力大小、支架液压系统密封性能及操作质量有关。 一次或二次急增阻类型中，若急增阻段所占时间比例较大，说明支架初撑力不足；若出现微增阻阶段，此时支架与围岩处于相对稳定阶段，其平均值p视为与临界阻力接近。若初撑后为恒阻或降阻安全阀不开启，支架初撑力设计得过高。 在整理支架柱工作阻力与活柱下缩量时，对于液压支柱架，必须区分支架处在弹性还是安全阀开启的状态 在增阻阶段，工作阻力与顶底板移近量成正比，此时支架处于弹性工作状态。 支架安全阀开启后，处于恒阻阶段。 研究支架工作特性，弄清△P与sz有关系，掌握活柱下缩量sz与顶底板移近量sp的关系，对于设计支架初撑力、额定工作阻力及工作高度，判断支架工作质量等问题具有重要意义。 观测统计，活柱循环下缩量随安全阀开启率呈指数规律增长。 4、端面顶板破碎度的分析 是评价支架支护效果的主要指标。其大小与顶板岩性及厚度，端面距，片帮深度，顶梁上方第一接顶点至顶梁前端距离形成的机道上方空顶宽度，支架工作阻力，持别是梁端支护强度有关。 5、顶底板移近量的分析 累积和单位顶底板移近量是衡量支架支撑顶板稳定程度优劣的指标。 与下列因素有关初撑力对顶板早期移动变形有影响；支护强度与顶底板移近量呈双曲线关系表明，当q0＞0.2MP。qt＞0.3MPa时，支架工作阻力的增大对顶底板移近量影响不明显。 循环压力增量与活柱下缩量呈曲线关系，当立柱下腔压力p＜34MPa时。活柱下缩量和支柱工作阻力增长较慢，而P＞34MPa时增长较快，即安全阀开启后，活柱下缩量增加。 随安全阀开启压力增大，活柱的循环下缩量减小。 六、支架对顶底板适应性的分析 支架对顶底板适应性的分析包括工作面支架的技术经济效果，包括产量、效率、坑木消耗、成本、事故率，支架的稳定性和损坏情况统计与分析；不同支架顶板端面破碎度、移近量及其速度的对比；对底板适应性的分析。 支架对煤层底板或分层开采煤层的适应性，根据移架阻力大小及移架工序能否顺利确定。移架阻力通过移架千斤顶油缸内压力的变化来判断。底板压入深度，特别是底座尖端的压入深度可判断支架对煤层底板比压的优劣。 2若干工作面实测数据，研究以下随机变量之间关系 支架平均支护强qm、循环末支护强度qt与初阻力P0、周期来压步距L2、直接顶充填能力h1／M及控顶距Lm等因素的关系； 基本顶初次来压步距与周期来压步距的关系； 基本顶初次来压、周期来压步距与地质因素直接顶厚度、基本项厚度、顶板岩性等的关系。 八、对顶板控制的分析和建议 1巷道布置和开采顺序是否合理邻近采区、上下区段、上下煤层的开采对本工作面的影响特征、范围、强度。 2工作面推进方向是否合理与项板节理方向的夹角、与煤层节理的夹角、仰斜或俯斜推进的控顶效果及技术经济指标。 3工作面停产事故的定量分析各种事故冒顶事故、机电事故、运输事故、组织因素等所占的比例及原因分析。 4对支架型号和参数合理性的分析。 5对顶板控制的各种措施，包括特种支架的作用和效果的分析。 结论 w （1）综放工作面直接顶初次垮落步距平均为21.2 m，工作面基本顶初次来压步距平均约为34.1 m（工作面在推进至33.5 m左右时，工作面上、中、下压力均出现迅速增大现象；当工作面推进至34.1 m左右时，整个工作面大面积强烈来压，来压持续了2天左右） w 2）综放工作面正常开采期间，顶板周期来压步距约为11～12 m（第一次周期来压步距平均约为11.5 m，最大12 m；第二次周期来压来压步距平均约为12 m，最大12.2 m；第三次周期来压来压步距平均约为12 m，最大12.5 m） 结论 w 3）工作面来压期间，中上部支架动载明显，部分支架最大工作阻力略大于支架额定工作阻力；在非来压期间，支架工作阻力也只在额定工作阻力的70％左右，说明支架工作阻力选型较为富余。 w 4）工作面在初采阶段和正常回采阶段，工作面支架没有出现前探或后仰现象，说明支架前后柱载荷基本平衡，支架受力情况良好。 结论 w 5）沿工作面布置方向不同部位的矿压显现程度不同，表现出沿工作面布置方向中间位置支架最大工作阻力与平均工作阻力大，工作面两端位置支架最大工作阻力与平均工作阻力小，即“中间大两端小”的压力分布规律，同时可推断顶板破断具有“O-X”形破断特征；沿工作面推进方向有明显的周期来压规律性，压力突然增大的时间上有早晚之分，相差约半天左右。 结论 w （5）工作面来压一般自中部开始，向两端分段来压。工作面基本顶初次来压阶段支架压力最大，其次为周期来压阶段的支架压力，且均大于直接顶初次垮落前的支架压力。 w （6）支架整体顶梁切顶良好，对工作面顶板适应性较好，没有出现支架压死现象。支架侧护板封顶情况良好，没有矸石窜入工作面，为回采工作提供了安全的环境。 结论 w （7）综放工作面现有的开采工艺参数及工作面液压支架选型等都较为合理，能够很好满足该地质条件下放顶煤开采的需要。 w （8）工作面支架初撑力特别是在初次来压以前普遍偏低；而在来压期间，支架最大工作阻力一般均大于支架额定工作阻力（1～9）；为确保安全生产，而提出如下建议 建议 w 加强管理维修，及时处理支架、管路漏液，确保泵站压力正常。 w 升架时，前后支柱要同时升起。 w 严格控制采高。 w 适当增加注液时间或补液。 w 在来压期间，确保支架支撑力，减少顶板下沉，防止顶板冒落。