通風方式對沿空留巷采空區煤自燃影響規律研究

關鍵詞：煤自燃；沿空留巷；采空區；通風方式；氧濃度；煤自燃\"三帶\"；漏風規律

中圖分類號：TD752 文獻標志碼：A

0引言

沿空留巷技術在實現無煤柱開采、提高煤炭資源采出率的同時，可有效降低采掘比，緩解礦井采掘接替緊張局面[1-2]。但受采動影響，巷道空氣通過煤體裂隙進入采空區內，加之氧化升溫帶為煤體提供了良好的蓄熱環境，具有自燃傾向性的遺煤與攜氧風流發生氧化反應，易引起采空區遺煤自燃，并誘發瓦斯爆炸等次生災害[3]。因此，采空區煤自燃防治是確保礦井安全生產的關鍵。

現階段，針對采空區煤自燃防治問題，國內外學者在采空區漏風規律及煤自燃“三帶”等方面開展了大量研究，主要研究方法包括現場工業試驗和數值模擬。王超群等[4]利用SF6 示蹤氣體法研究了采動影響下采空區的漏風通道分布規律，通過注水減小了氧化升溫帶的范圍。疏義國等[5]通過在采空區預埋監測束管，結合煤自燃指標氣體濃度比值，預測了自燃“三帶”的分布規律。現場工業試驗研究多采用預埋束管、示蹤氣體等方法監測采空區氣體濃度分布特征，預測采空區潛在漏風通道及煤自燃“三帶”

范圍；但受限于煤礦采空區隱蔽性強、漏風復雜、空間范圍大、危險區域位置隨機、內部狀態不可見等特征，以及施工成本、施工難度、可操作性等因素影響，難以實現地質構造復雜區域內漏風通道及危險區域的快速準確測定。隨著計算機技術的發展，數值模擬逐漸成為研究流體運動與通風工程領域的重要手段之一。結合采空區實際遺煤情況及現場關鍵參數，基于數學模型分析采空區漏風流場及煤自燃“ 三帶” 分布規律的研究方法日趨成熟[6]。WangGang 等[7]對覆巖采空區漏風場進行了模擬分析，得到采空區漏風流場分布規律。Zuo Qiuling 等[8]通過模擬研究了采空區漏風通道特征，確定了不同漏風條件對采空區煤自燃的影響。程龍等[9]利用數值模擬構建了采空區模型，結合頂板及煤巖破碎特征，研究了采空區煤自燃“三帶”分布規律。郝宇等[10]通過COMSOL 數值模擬研究了不同風量下煤自燃“三帶”分布規律，得出采空區氧化升溫帶寬度與風量呈正相關。張辛亥等[11]通過采空區流場模擬研究，確定了采空區漏風速率與氧濃度間的作用關系，并劃分了采空區危險區域。M. Michaylov 等[12]通過Fluent 模擬研究了采空區風壓與流速的關系，得到了采空區漏風流場分布特征及關鍵漏風位置。上述學者結合現場監測數據，通過模擬研究為煤自燃“三帶”劃分提供了理論指導。然而，現有研究并未考慮在沿空留巷開采條件下，通風方式對采空區氣體分布特征的影響，難以掌握煤自燃隱患位置。

本文以甘肅某礦8521 工作面為研究背景，利用Fluent 軟件建立沿空留巷采空區物理模型，綜合對比分析不同通風方式下采空區漏風流場、氧濃度分布特征，確定適用于該工作面的最優通風方式。研究結果可為有效預防沿空留巷采空區煤自燃提供理論指導，為保障工作面安全順利回采提供數據支撐。

1沿空留巷采空區理論模型

1.1模型基本假設

采空區本質上是一種復雜的多孔介質模型，煤層孔隙大小與地質條件、煤體破碎度、開采方式等因素緊密相關[13-15]。多孔介質中的氣體流向存在不穩定性，為便于研究采空區氣體運移規律，通常對采空區流場模型提出以下基本假設：① 采空區滲透率及多孔介質存在各向同性。② 采空區氣體為不可壓縮氣體，運移遵循達西滲流規律。③ 忽略煤體水分蒸發和瓦斯解析對遺煤自燃的影響。④ 采空區遺煤間的熱量傳遞僅考慮熱對流和熱傳導。⑤ 松散煤體耗氧速率與氧濃度成正比。⑥ 采空區松散煤體中CO，CO₂，H₂O 等微組分氣體之間不發生反應。

2沿空留巷采空區物理模型構建

2.1工作面概況

8521工作面所屬煤層為5 號煤層中下部，屬于Ⅰ類容易自燃煤層，最短自然發火期為30 d，煤層走向方向呈起伏變化，采用傾斜分層走向長壁低位放頂煤采煤法開采，全部垮落法管理頂板，分層厚度為10.5 m，其中機割厚度為4 m，放頂煤厚度為6.5 m，工作面設計可采長度為2 207.6 m。8521 工作面回風巷長度為2 445.2 m，凈寬度為5.4 m，掘進高度為3.7 m，凈高度為3.6 m。運輸巷長度為2 437.6 m，凈寬度為5.4 m，掘進高度為3.7 m，凈高度為3.6 m。開切眼長度為122.6 m。8521 工作面為“W”型通風方式，如圖1 所示。

2.2幾何模型及網格劃分

為研究沿空留巷采空區漏風特征及遺煤氧化規律，依據8521 工作面實際條件，構建簡化的幾何模型并進行網格劃分，如圖2 所示（X，Y，Z 軸分別表示采空區走向、傾向、豎直方向）。設置采空區、工作面等區域尺寸，見表1。

采空區煤層平均厚度為11 m，采高4 m，放頂煤7 m，中部總采出率按照85% 計算。采空區兩側巷道頂部遺煤最厚，達6.5 m，因此在垂直方向上選取煤層底板以上11 m 范圍為計算區域。根據工作面回采情況和巷道資料，可推斷采空區遺煤平均厚度：進回風巷及兩端頭支架處遺煤厚度為6.5 m，中部遺煤厚度為1.50 m。發生滲流的區域主要在采空區進回風巷之間、煤層底板以上11 m 高的范圍內。

2.3邊界條件設置

沿空留巷采空區的主要邊界條件設置見表2。

3數值模擬結果分析

3.1采空區煤體孔隙率分布特征

采空區各位置煤體的孔隙率受多因素影響，呈各向均勻性，其分布特征與地質條件及采煤方法相關[23-24]。根據采動“O”形圈理論，在沿采空區走向靠近深部位置的破碎煤體孔隙率較小，在沿采空區傾向上，由于液壓支架的作用，采空區兩側巷道煤體的孔隙率較大，采空區中部與兩側巷道距離較遠，因此孔隙率分布較穩定。本文基于沿空留巷開采條件下的通風方式及采空區煤體孔隙率的理論分析，得出孔隙率在三維空間的立體分布特征，如圖3 所示。

由圖3 可知，靠近工作面的采空區煤體孔隙率整體呈“鏟狀”分布，這與采動“O”形圈理論相符，沿采空區走向，距離工作面0～50 m 處煤體孔隙率較大。工作面附近區域的煤體所受應力較大，加重了該區域煤體的破碎程度，當攜氧風流通過該區域時，與破碎煤體發生氧化反應，導致該區域存在漏風隱患。沿采空區中部向深部方向，孔隙率逐漸減小。隨著工作面推進，上覆巖層不斷垮落，采空區中部及深部區域的煤巖體逐漸被壓實，因此距離采空區深部150 m內區域的煤體孔隙率較小。采空區邊緣由于存在支撐煤柱，使得采空區邊緣煤體孔隙率普遍較低。采空區煤體孔隙率最高的位置在工作面的上下隅角處，呈現邊緣高、中部低并逐步向采空區收縮的特征。

3.2采空區漏風流場分布特征

“W”型通風方式下沿空留巷采空區漏風速率及跡線分布特征如圖4 所示。

由圖4 可知，“W”型通風方式下氣體由膠帶巷和運輸巷進入采空區，采空區漏風關鍵位置在備采面切眼與采空區交界位置和工作面回風隅角位置。沿空留巷的風流分別由進風隅角和沿空留巷水泥墻進入采空區深部，由于深部煤體逐漸被壓實，孔隙率減小，氣體所受的阻力增大，深部氣體呈扇形向淺部運移，淺部氣體由進風隅角呈扇形匯入回風隅角，隨后在距工作面50 m 處，靠近水泥墻側交匯形成一個渦流區。由于采空區整體漏風速率為0.5～1.0 m/s，沿空留巷風速為1.5～2.0 m/s，風速差值導致采空區沿空留巷內外存在一定壓差，巷道內部壓強大于采空區壓強，氣體在正壓作用下易進入采空區渦流區域。綜上，采空區內外風流受壓差作用使得漏風軌跡產生交匯，最終導致沿空留巷50 m 處存在較為嚴重的漏風隱患。

3.3采空區氧濃度及煤自燃“三帶”分布特征

“W”型通風方式下采空區氧濃度及煤自燃“三帶”分布特征如圖5所示。

由圖5 可知，受采空區氣體運移軌跡的影響，氧化升溫帶位于采空區中部，呈“√”分布，氧化升溫帶面積占已采區域面積的38.1%。氣體主要由備采面切眼與8521 采空區的交界位置、進風隅角進入采空區，因此采空區深部沿傾向、淺部沿走向氧濃度均逐漸減小。結合圖5（b）中氧化升溫帶分布特征可知，距工作面70 m 范圍內，部分氧化升溫帶靠近沿空留巷側，為遺煤提供了良好蓄熱環境，受漏風運移規律的影響，導致該區域存在溫度較高進而引發遺煤自燃的隱患。

3.4模擬驗證

為驗證數值模擬的準確性，選取現場采空區的氧濃度為參考對象。工作面推進時在水泥墻上預埋?50 mm 的無縫鋼管，管長1 800 mm，靠近采空區管路側距端頭150 mm 段預留?10 mm 溢流孔，水泥墻內側保證觀測孔進入采空區的長度為400 mm。已開采范圍內存在4 個觀測孔，分別距工作面15，71，118，187 m，如圖6 所示。每天對各觀測孔取氣并進行色譜測定。

數值模擬中沿采空區走向取y=4 m 時的氧氣體積分數，與現場實測1—4 號觀測孔氧氣體積分數進行對比，如圖7 所示?？煽闯鰯抵的M與現場實測的氧氣體積分數整體分布規律基本相似。其中2 號、3 號鉆孔的氧氣體積分數均與實測值近似，分別相差0.19% 和0.41%。氧氣體積分數模擬與現場實測曲線的相關系數為0.94， 平均絕對誤差為0.58%，證明了數值模擬的可靠性。

4不同通風方式下采空區漏風流場及氧濃度分布特征

在實際開采條件下，沿空留巷存在多種通風方式，不同通風方式對沿空留巷采空區漏風場及氧濃度分布特征均會產生影響，因此通過改變數值模擬過程中的通風方式開展研究。

在“W”型通風方式的基礎上，增加2 種“Y”型通風方式， 如圖8 所示， 參數見表3。其中第1 種“Y”型通風（一進兩回）由沿空留巷作為進風巷，左右兩側巷道同時作為回風巷；第2 種“Y”型通風（兩進一回）由沿空留巷和右側巷道同時作為進風巷，左側巷道作為回風巷。

4.1不同通風方式下采空區漏風流場分布特征

不同通風方式下采空區漏風速率三維矢量分布特征、漏風速率及跡線三維分布特征分別如圖9、圖10 所示。

由圖9、圖10 可知，3 種通風方式下采空區漏風流場分布特征均存在些許差異。由于“W”型通風與“Y”型通風（兩進一回）方式均存在2 個進風巷，所以采空區的漏風速率較大，為0.5～1.0 m/s；“Y”型通風（一進兩回）下采空區漏風速率為0.10～0.46 m/s。由此可得，在礦井供風量及速率一定的條件下，沿空留巷采空區的漏風速率與進風巷數量呈正相關?！癢”型通風與“Y”型通風（兩進一回）方式下，風流均在沿空留巷側采空區切眼處出現交匯，增加了該區域的漏風隱患。此外，沿空留巷風速大于采空區內部風速。

根據3 種通風方式下采空區漏風流場分布特征可得，“Y”型通風（一進兩回）方式下風流在采空區淺部產生交匯，工作面處風速為1.0～1.5 m/s，采空區內風速僅為0.10～0.46 m/s，新鮮風流在正壓作用下易進入采空區淺部，增加了采空區煤自燃隱患。因此沿空留巷水泥墻內外的壓差作用是影響采空區漏風強度的重要因素。

4.2不同通風方式下采空區氧濃度及煤自燃“三帶”分布特征

不同通風方式下煤自燃“ 三帶” 分布特征如圖11—圖13 所示。由圖11—圖13 可知，“Y”型通風（一進兩回）方式下氧化升溫帶面積占已采區域面積的57.4%，“W”型通風方式下氧化升溫帶面積占已采區域面積的38.1%，“Y”型通風（兩進一回）方式下氧化升溫帶面積占已采區域面積的35.7%?！癥”型通風（一進兩回）方式下氧化升溫帶大部分分布在采空區中部，沿空留巷煤自燃防治難度較大，因此沿空留巷并不適合單獨作為進風巷。其余2 種通風方式下氧化升溫帶面積占比相差2.4%，但在分布位置上差異較大?！癢”型通風方式下采空區淺部的氧化升溫帶靠近沿空留巷，采用煤自燃防治措施的難度較小。“Y”型通風（兩進一回）方式下攜氧風流主要沿工作面大量涌入，使得整個氧化升溫帶進入采空區深部，增加了采空區煤自燃防治措施實施的難度。

不同通風方式下沿空留巷采空區各區域氧濃度變化曲線如圖14所示。

由圖14（a）可知，“Y”型通風（兩進一回）方式下氧化升溫帶寬度為77 m，“W”型通風方式下氧化升溫帶寬度為30 m。前者由采空區中部延伸至深部168 m，煤自燃隱患較大，后者僅存在于采空區中部?！癥”型通風（一進兩回）方式下氧化升溫帶寬度僅為7 m，這是由于該通風方式僅存在1 條沿空留巷作為進風巷，煤自燃“三帶”沿采空區傾向分布，使得靠近膠帶巷區域的氧濃度較低，而靠近沿空留巷區域的氧濃度較高。由圖14（b）可知，在采空區靠近沿空留巷的位置，“W”型通風方式下氧化升溫帶寬度為68 m，“Y”型通風（兩進一回）方式下氧化升溫帶寬度為30 m。后者位于采空區深部切眼處，結合膠帶巷氧濃度分布可知，“Y”型通風（兩進一回）方式下采空區深部易發生遺煤自燃。由圖14（c）可知，距工作面50 m 處的采空區淺部，“Y”型通風（一進兩回）方式下氧化升溫帶寬度遠大于其余2 種通風方式。由圖14（d）可知，采空區深部存在不同寬度的氧化升溫帶，3 種通風方式下無較大差異，其中“Y”型通風（兩進一回）方式下氧化升溫帶寬度最大， 為77 m，可以推斷沿空留巷采空區深部為煤自燃隱患較大的重點區域。

基于3 種通風方式下氧化升溫帶的分布特征，結合防滅火措施的實施難度對比，得到“W”型通風方式為沿空留巷的最優通風方式?！癢”型通風與“Y”型通風（兩進一回）下氧化升溫帶面積占比均小于“Y”型通風（一進兩回），而相比“Y”型通風（兩進一回），“W”型通風更有利于防滅火措施的實施，原因在于“Y”型通風（兩進一回）方式下氧化升溫帶傾向上完全覆蓋采空區深部，防滅火基礎成本較大。雖然“W”型通風在采空區深部也存在氧化升溫帶，但在深部50 m 范圍內面積占比小于“Y”型通風（兩進一回），且靠近沿空側，因此更有利于采空區煤自燃防治。

5結論

1） “W”型通風方式下采空區氧化升溫帶呈“√”分布，采空區深部與淺部氣體整體均呈扇形運移，受壓差作用在采空區淺部產生交匯渦流，具有一定的煤自燃隱患。

2） 礦井供風量及速率一定時，采空區漏風速率與進風巷的數量呈正相關，沿空留巷并不適合單獨作為進風巷。結合關鍵漏風位置、氧化升溫帶分布特征及防滅火難度等方面，確定了“W”型通風更有利于采空區煤自燃防治。

3） 在沿空留巷開采條件下，采空區漏風強度易受沿空側密閉墻內外壓差的影響，壓差較大的區域漏風隱患較嚴重。因此，隨著工作面的推進，應加強監測沿空側壓差和采空區氣體濃度等數據，防止漏風引發采空區自燃火災。