0.   引言

沿空留巷技术在实现无煤柱开采、提高煤炭资源采出率的同时，可有效降低采掘比，缓解矿井采掘接替紧张局面^[1-2]。但受采动影响，巷道空气通过煤体裂隙进入采空区内，加之氧化升温带为煤体提供了良好的蓄热环境，具有自燃倾向性的遗煤与携氧风流发生氧化反应，易引起采空区遗煤自燃，并诱发瓦斯爆炸等次生灾害^[3]。因此，采空区煤自燃防治是确保矿井安全生产的关键。

现阶段，针对采空区煤自燃防治问题，国内外学者在采空区漏风规律及煤自燃“三带”等方面开展了大量研究，主要研究方法包括现场工业试验和数值模拟。王超群等^[4]利用SF₆示踪气体法研究了采动影响下采空区的漏风通道分布规律，通过注水减小了氧化升温带的范围。疏义国等^[5]通过在采空区预埋监测束管，结合煤自燃指标气体浓度比值，预测了自燃“三带”的分布规律。现场工业试验研究多采用预埋束管、示踪气体等方法监测采空区气体浓度分布特征，预测采空区潜在漏风通道及煤自燃“三带”范围；但受限于煤矿采空区隐蔽性强、漏风复杂、空间范围大、危险区域位置随机、内部状态不可见等特征，以及施工成本、施工难度、可操作性等因素影响，难以实现地质构造复杂区域内漏风通道及危险区域的快速准确测定。随着计算机技术的发展，数值模拟逐渐成为研究流体运动与通风工程领域的重要手段之一。结合采空区实际遗煤情况及现场关键参数，基于数学模型分析采空区漏风流场及煤自燃“三带”分布规律的研究方法日趋成熟^[6]。Wang Gang等^[7]对覆岩采空区漏风场进行了模拟分析，得到采空区漏风流场分布规律。Zuo Qiuling等^[8]通过模拟研究了采空区漏风通道特征，确定了不同漏风条件对采空区煤自燃的影响。程龙等^[9]利用数值模拟构建了采空区模型，结合顶板及煤岩破碎特征，研究了采空区煤自燃“三带”分布规律。郝宇等^[10]通过COMSOL数值模拟研究了不同风量下煤自燃“三带”分布规律，得出采空区氧化升温带宽度与风量呈正相关。张辛亥等^[11]通过采空区流场模拟研究，确定了采空区漏风速率与氧浓度间的作用关系，并划分了采空区危险区域。M. Michaylov等^[12]通过Fluent模拟研究了采空区风压与流速的关系，得到了采空区漏风流场分布特征及关键漏风位置。上述学者结合现场监测数据，通过模拟研究为煤自燃“三带”划分提供了理论指导。然而，现有研究并未考虑在沿空留巷开采条件下，通风方式对采空区气体分布特征的影响，难以掌握煤自燃隐患位置。

本文以甘肃某矿8521工作面为研究背景，利用Fluent软件建立沿空留巷采空区物理模型，综合对比分析不同通风方式下采空区漏风流场、氧浓度分布特征，确定适用于该工作面的最优通风方式。研究结果可为有效预防沿空留巷采空区煤自燃提供理论指导，为保障工作面安全顺利回采提供数据支撑。

1.   沿空留巷采空区理论模型

1.1   模型基本假设

采空区本质上是一种复杂的多孔介质模型，煤层孔隙大小与地质条件、煤体破碎度、开采方式等因素紧密相关^[13-15]。多孔介质中的气体流向存在不稳定性，为便于研究采空区气体运移规律，通常对采空区流场模型提出以下基本假设：① 采空区渗透率及多孔介质存在各向同性。② 采空区气体为不可压缩气体，运移遵循达西渗流规律。③ 忽略煤体水分蒸发和瓦斯解析对遗煤自燃的影响。④ 采空区遗煤间的热量传递仅考虑热对流和热传导。⑤ 松散煤体耗氧速率与氧浓度成正比。⑥ 采空区松散煤体中CO，CO₂，H₂O等微组分气体之间不发生反应。

基于上述假设条件，在对采空区混合气体运移进行模拟时，需遵循质量守恒^[16]、动量守恒^[17]和能量守恒^[18]三大定律及组分运输方程^[19]。

1.2   采空区煤体孔隙率

由于沿空留巷采用水泥墙、柔模墙支护，与煤柱支护具有相似性，所以沿空留巷采空区煤体孔隙率分布规律与传统采空区存在共性。采空区煤体孔隙率的经验表达式为^[20]

式中：$ {\varepsilon }_{x}{，\varepsilon }_{y}{，\varepsilon }_{{\textit{z}}} $分别为采空区走向、倾向和竖直方向的孔隙率；x，y，z分别为采空区走向、倾向、竖直距离，m；L为工作面长度，m。

结合沿空留巷采空区的实际条件，根据式（1）得到实际场景中沿空留巷采空区煤体孔隙率的经验表达式：

1.3   采空区煤体渗透率

由Ergun公式^[21]可得采空区煤体渗透率的经验表达式：

式中$ {D}_{{\mathrm{p}}} $为采空区煤岩体平均粒径，mm。

1.4   采空区煤体漏风阻力

采空区多孔介质对气体运移施加的阻力由黏性阻力和惯性阻力2个部分组成。采空区破碎煤岩体中的漏风速率通常较小，因此气体运移中受到的惯性阻力可忽略不计，漏风阻力以黏性阻力为主。因此漏风阻力经验表达式为^[22]

式中：$ {S}_{i} $（i=x，y，z）为采空区漏风阻力，N·s/m‌；μ为采空区多孔介质的动力黏度，Pa·s；v_i为采空区气体流速，m/s。

2.   沿空留巷采空区物理模型构建

2.1   工作面概况

8521工作面所属煤层为5号煤层中下部，属于Ⅰ类容易自燃煤层，最短自然发火期为30 d，煤层走向方向呈起伏变化，采用倾斜分层走向长壁低位放顶煤采煤法开采，全部垮落法管理顶板，分层厚度为10.5 m，其中机割厚度为4 m，放顶煤厚度为6.5 m，工作面设计可采长度为2 207.6 m。8521工作面回风巷长度为2 445.2 m，净宽度为5.4 m，掘进高度为3.7 m，净高度为3.6 m。运输巷长度为2 437.6 m，净宽度为5.4 m，掘进高度为3.7 m，净高度为3.6 m。开切眼长度为122.6 m。8521工作面为“W”型通风方式，如图1所示。

图  1  8521工作面“W”型通风方式

Figure  1.  "W" ventilation mode of 8521 working face

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2.2   几何模型及网格划分

为研究沿空留巷采空区漏风特征及遗煤氧化规律，依据8521工作面实际条件，构建简化的几何模型并进行网格划分，如图2所示（X，Y，Z轴分别表示采空区走向、倾向、竖直方向）。设置采空区、工作面等区域尺寸，见表1。

图  2  沿空留巷采空区模型

Figure  2.  Gob-side entry retaining goaf model

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表  1  几何模型参数

Table  1.  Geometric model parameters

位置	尺寸（长×宽×高）/（m×m×m）
采空区	200.0×122.6×3.7
8521工作面	122.6×7.8×3.7
8521胶带巷及沿空留巷、8522运输巷	60.0×5.6×3.7
沿空留巷水泥墙	60.0×5.6×3.7

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采空区煤层平均厚度为11 m，采高4 m，放顶煤7 m，中部总采出率按照85%计算。采空区两侧巷道顶部遗煤最厚，达6.5 m，因此在垂直方向上选取煤层底板以上11 m范围为计算区域。根据工作面回采情况和巷道资料，可推断采空区遗煤平均厚度：进回风巷及两端头支架处遗煤厚度为6.5 m，中部遗煤厚度为1.50 m。发生渗流的区域主要在采空区进回风巷之间、煤层底板以上11 m高的范围内。

2.3   边界条件设置

沿空留巷采空区的主要边界条件设置见表2。

表  2  沿空留巷采空区边界条件

Table  2.  Boundary conditions of gob-side entry retaining goaf

参数	设置
采空区和沿空留巷水泥墙	interior
煤体热导率/（W·m−1·k−1）	0.045 4
煤体黏度/（kg·m−1·s−1）	1.72×10−5
湍流模型	k-epsilon
湍流强度/%	0.5
煤体质量扩散率/（m2·s−1）	2.88×10−5
入口风速/（m·s−1）	1.5

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3.   数值模拟结果分析

3.1   采空区煤体孔隙率分布特征

采空区各位置煤体的孔隙率受多因素影响，呈各向均匀性，其分布特征与地质条件及采煤方法相关^[23-24]。根据采动“O”形圈理论，在沿采空区走向靠近深部位置的破碎煤体孔隙率较小，在沿采空区倾向上，由于液压支架的作用，采空区两侧巷道煤体的孔隙率较大，采空区中部与两侧巷道距离较远，因此孔隙率分布较稳定。本文基于沿空留巷开采条件下的通风方式及采空区煤体孔隙率的理论分析，得出孔隙率在三维空间的立体分布特征，如图3所示。

图  3  采空区煤体孔隙率分布特征

Figure  3.  Distribution characteristics of coal porosity in goaf

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由图3可知，靠近工作面的采空区煤体孔隙率整体呈“铲状”分布，这与采动“O”形圈理论相符，沿采空区走向，距离工作面0～50 m处煤体孔隙率较大。工作面附近区域的煤体所受应力较大，加重了该区域煤体的破碎程度，当携氧风流通过该区域时，与破碎煤体发生氧化反应，导致该区域存在漏风隐患。沿采空区中部向深部方向，孔隙率逐渐减小。随着工作面推进，上覆岩层不断垮落，采空区中部及深部区域的煤岩体逐渐被压实，因此距离采空区深部150 m内区域的煤体孔隙率较小。采空区边缘由于存在支撑煤柱，使得采空区边缘煤体孔隙率普遍较低。采空区煤体孔隙率最高的位置在工作面的上下隅角处，呈现边缘高、中部低并逐步向采空区收缩的特征。

3.2   采空区漏风流场分布特征

“W”型通风方式下沿空留巷采空区漏风速率及迹线分布特征如图4所示。

图  4  采空区漏风速率及迹线分布特征

Figure  4.  Distribution characteristics of air leakage rate and leakage flow paths in goaf

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由图4可知，“W”型通风方式下气体由胶带巷和运输巷进入采空区，采空区漏风关键位置在备采面切眼与采空区交界位置和工作面回风隅角位置。沿空留巷的风流分别由进风隅角和沿空留巷水泥墙进入采空区深部，由于深部煤体逐渐被压实，孔隙率减小，气体所受的阻力增大，深部气体呈扇形向浅部运移，浅部气体由进风隅角呈扇形汇入回风隅角，随后在距工作面50 m处，靠近水泥墙侧交汇形成一个涡流区。由于采空区整体漏风速率为0.5～1.0 m/s，沿空留巷风速为1.5～2.0 m/s，风速差值导致采空区沿空留巷内外存在一定压差，巷道内部压强大于采空区压强，气体在正压作用下易进入采空区涡流区域。综上，采空区内外风流受压差作用使得漏风轨迹产生交汇，最终导致沿空留巷50 m处存在较为严重的漏风隐患。

3.3   采空区氧浓度及煤自燃“三带”分布特征

“W”型通风方式下采空区氧浓度及煤自燃“三带”分布特征如图5所示。

图  5  采空区氧浓度及煤自燃“三带”分布特征

Figure  5.  Distribution characteristics of oxygen concentration and "three zones" of coal spontaneous combustion in goaf

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由图5可知，受采空区气体运移轨迹的影响，氧化升温带位于采空区中部，呈“√”分布，氧化升温带面积占已采区域面积的38.1%。气体主要由备采面切眼与8521采空区的交界位置、进风隅角进入采空区，因此采空区深部沿倾向、浅部沿走向氧浓度均逐渐减小。结合图5（b）中氧化升温带分布特征可知，距工作面70 m范围内，部分氧化升温带靠近沿空留巷侧，为遗煤提供了良好蓄热环境，受漏风运移规律的影响，导致该区域存在温度较高进而引发遗煤自燃的隐患。

3.4   模拟验证

为验证数值模拟的准确性，选取现场采空区的氧浓度为参考对象。工作面推进时在水泥墙上预埋ϕ50 mm的无缝钢管，管长1 800 mm，靠近采空区管路侧距端头150 mm段预留ϕ10 mm溢流孔，水泥墙内侧保证观测孔进入采空区的长度为400 mm。已开采范围内存在4个观测孔，分别距工作面15，71，118，187 m，如图6所示。每天对各观测孔取气并进行色谱测定。

图  6  观测孔布置

Figure  6.  Layout of observation holes

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数值模拟中沿采空区走向取y=4 m时的氧气体积分数，与现场实测1—4号观测孔氧气体积分数进行对比，如图7所示。可看出数值模拟与现场实测的氧气体积分数整体分布规律基本相似。其中2号、3号钻孔的氧气体积分数均与实测值近似，分别相差0.19%和0.41%。氧气体积分数模拟与现场实测曲线的相关系数为0.94，平均绝对误差为0.58%，证明了数值模拟的可靠性。

图  7  模拟结果与现场实测结果对比

Figure  7.  Comparison between simulation results and field measurement results

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4.   不同通风方式下采空区漏风流场及氧浓度分布特征

在实际开采条件下，沿空留巷存在多种通风方式，不同通风方式对沿空留巷采空区漏风场及氧浓度分布特征均会产生影响，因此通过改变数值模拟过程中的通风方式开展研究。

在“W”型通风方式的基础上，增加2种“Y”型通风方式，如图8所示，参数见表3。其中第1种“Y”型通风（一进两回）由沿空留巷作为进风巷，左右两侧巷道同时作为回风巷；第2种“Y”型通风（两进一回）由沿空留巷和右侧巷道同时作为进风巷，左侧巷道作为回风巷。

图  8  通风方式

Figure  8.  Ventilation modes

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表  3  各通风工况条件参数

Table  3.  Parameters of each ventilation condition

通风工况	8521胶带巷风量/（m3·min−1）	8521轨道巷风量/（m3·min−1）	沿空留巷风量/（m3·min−1）	8522运输巷风量/（m3·min−1）	风量配比
“W”型通风（两边进中间回）	1 200	2 400	1 200	1 200	1∶2∶1∶1
“Y”型通风（一进两回）	1 200	2 400	1 200	1 200	1∶2∶1∶1
“Y”型通风（两进一回）	1 200	1 200	2 400	2 400	1∶1∶2∶2

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4.1   不同通风方式下采空区漏风流场分布特征

不同通风方式下采空区漏风速率三维矢量分布特征、漏风速率及迹线三维分布特征分别如图9、图10所示。

图  9  不同通风方式下漏风速率三维矢量分布特征

Figure  9.  Three-dimensional vector distribution characteristics of air leakage rate under different ventilation modes

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图  10  不同通风方式下漏风速率及迹线三维分布特征

Figure  10.  Three-dimensional distribution characteristics of air leakage rate and leakage flow paths under different ventilation modes

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由图9、图10可知，3种通风方式下采空区漏风流场分布特征均存在些许差异。由于“W”型通风与“Y”型通风（两进一回）方式均存在2个进风巷，所以采空区的漏风速率较大，为0.5～1.0 m/s；“Y”型通风（一进两回）下采空区漏风速率为0.10～0.46 m/s。由此可得，在矿井供风量及速率一定的条件下，沿空留巷采空区的漏风速率与进风巷数量呈正相关。“W”型通风与“Y”型通风（两进一回）方式下，风流均在沿空留巷侧采空区切眼处出现交汇，增加了该区域的漏风隐患。此外，沿空留巷风速大于采空区内部风速。

根据3种通风方式下采空区漏风流场分布特征可得，“Y”型通风（一进两回）方式下风流在采空区浅部产生交汇，工作面处风速为1.0～1.5 m/s，采空区内风速仅为0.10～0.46 m/s，新鲜风流在正压作用下易进入采空区浅部，增加了采空区煤自燃隐患。因此沿空留巷水泥墙内外的压差作用是影响采空区漏风强度的重要因素。

4.2   不同通风方式下采空区氧浓度及煤自燃“三带”分布特征

不同通风方式下煤自燃“三带”分布特征如图11—图13所示。由图11—图13可知，“Y”型通风（一进两回）方式下氧化升温带面积占已采区域面积的57.4%，“W”型通风方式下氧化升温带面积占已采区域面积的38.1%，“Y”型通风（两进一回）方式下氧化升温带面积占已采区域面积的35.7%。“Y”型通风（一进两回）方式下氧化升温带大部分分布在采空区中部，沿空留巷煤自燃防治难度较大，因此沿空留巷并不适合单独作为进风巷。其余2种通风方式下氧化升温带面积占比相差2.4%，但在分布位置上差异较大。“W”型通风方式下采空区浅部的氧化升温带靠近沿空留巷，采用煤自燃防治措施的难度较小。“Y”型通风（两进一回）方式下携氧风流主要沿工作面大量涌入，使得整个氧化升温带进入采空区深部，增加了采空区煤自燃防治措施实施的难度。

图  11  不同通风方式下煤自燃“三带”二维分布特征

Figure  11.  Two-dimensional distribution characteristics of "three zones" of coal spontaneous combustion under different ventilation modes

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图  12  不同通风方式下煤自燃氧化升温带二维分布特征

Figure  12.  Two-dimensional distribution characteristics of coal spontaneous combustion oxidation heating zone under different ventilation modes

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图  13  不同通风方式下煤自燃“三带”三维分布特征

Figure  13.  Three-dimensional distribution characteristics of "three zones" of coal spontaneous combustion under different ventilation modes

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不同通风方式下沿空留巷采空区各区域氧浓度变化曲线如图14所示。

图  14  不同通风方式下采空区各区域氧浓度变化曲线

Figure  14.  Variation of oxygen concentration in different regions of goaf under different ventilation conditions

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由图14（a）可知，“Y”型通风（两进一回）方式下氧化升温带宽度为77 m，“W”型通风方式下氧化升温带宽度为30 m。前者由采空区中部延伸至深部168 m，煤自燃隐患较大，后者仅存在于采空区中部。“Y”型通风（一进两回）方式下氧化升温带宽度仅为7 m，这是由于该通风方式仅存在1条沿空留巷作为进风巷，煤自燃“三带”沿采空区倾向分布，使得靠近胶带巷区域的氧浓度较低，而靠近沿空留巷区域的氧浓度较高。由图14（b）可知，在采空区靠近沿空留巷的位置，“W”型通风方式下氧化升温带宽度为68 m，“Y”型通风（两进一回）方式下氧化升温带宽度为30 m。后者位于采空区深部切眼处，结合胶带巷氧浓度分布可知，“Y”型通风（两进一回）方式下采空区深部易发生遗煤自燃。由图14（c）可知，距工作面50 m处的采空区浅部，“Y”型通风（一进两回）方式下氧化升温带宽度远大于其余2种通风方式。由图14（d）可知，采空区深部存在不同宽度的氧化升温带，3种通风方式下无较大差异，其中“Y”型通风（两进一回）方式下氧化升温带宽度最大，为77 m，可以推断沿空留巷采空区深部为煤自燃隐患较大的重点区域。

基于3种通风方式下氧化升温带的分布特征，结合防灭火措施的实施难度对比，得到“W”型通风方式为沿空留巷的最优通风方式。“W”型通风与“Y”型通风（两进一回）下氧化升温带面积占比均小于“Y”型通风（一进两回），而相比“Y”型通风（两进一回），“W”型通风更有利于防灭火措施的实施，原因在于“Y”型通风（两进一回）方式下氧化升温带倾向上完全覆盖采空区深部，防灭火基础成本较大。虽然“W”型通风在采空区深部也存在氧化升温带，但在深部50 m范围内面积占比小于“Y”型通风（两进一回），且靠近沿空侧，因此更有利于采空区煤自燃防治。

5.   结论

1） “W”型通风方式下采空区氧化升温带呈“√”分布，采空区深部与浅部气体整体均呈扇形运移，受压差作用在采空区浅部产生交汇涡流，具有一定的煤自燃隐患。

2） 矿井供风量及速率一定时，采空区漏风速率与进风巷的数量呈正相关，沿空留巷并不适合单独作为进风巷。结合关键漏风位置、氧化升温带分布特征及防灭火难度等方面，确定了“W”型通风更有利于采空区煤自燃防治。

3） 在沿空留巷开采条件下，采空区漏风强度易受沿空侧密闭墙内外压差的影响，压差较大的区域漏风隐患较严重。因此，随着工作面的推进，应加强监测沿空侧压差和采空区气体浓度等数据，防止漏风引发采空区自燃火灾。