張建國(guó)，翟成

（1.中國(guó)平煤神馬能源化工集團(tuán)有限責(zé)任公司，河南 平頂山 467000；2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué) 安全工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116）

0 引言

我國(guó)煤礦已進(jìn)入深部開(kāi)采階段，煤層開(kāi)采普遍面臨瓦斯含量大、應(yīng)力高問(wèn)題[1-3]，且深部煤層滲透率普遍較低[4-5]，導(dǎo)致瓦斯抽采困難，煤與瓦斯突出危險(xiǎn)性高。煤體卸壓是提高瓦斯抽采效果的重要因素。普通瓦斯抽采鉆孔有效影響半徑小，瓦斯抽采效率低，打鉆工作量大[6-7]。為提高煤體卸壓效果，改善煤層滲透性能，低溫流體沖擊、微波、聲波、靜態(tài)破碎劑、高壓電脈沖等[8-13]煤層致裂方法不斷提出，二氧化碳驅(qū)替[14-15]也為煤層瓦斯治理提供了新思路。然而，受裝備技術(shù)水平、施工作業(yè)條件等因素影響，上述方法多處在基礎(chǔ)研究階段，在實(shí)際工程中尚無(wú)廣泛應(yīng)用。

相比之下，以水力壓裂、水力沖孔、水力割縫為主的水力化方法技術(shù)成熟、裝備完善，是目前煤礦應(yīng)用最廣泛的煤層致裂增透方法[16]。水力化方法在不斷總結(jié)中得到創(chuàng)新和發(fā)展：Xu Jizhao 等[17]在水力壓裂的基礎(chǔ)上，研究了脈動(dòng)水壓在煤體中的傳播規(guī)律，發(fā)現(xiàn)脈動(dòng)水壓在裂紋尖端產(chǎn)生應(yīng)力疊加，可顯著降低煤體的起裂壓力；Zhang Rong 等[18]分析了煤層瓦斯流動(dòng)特征，利用COMSOL Multi-Physics 數(shù)值模擬軟件優(yōu)化了水力沖孔的鉆孔布置形式；劉明舉等[19]利用底板巖巷穿層鉆孔技術(shù)對(duì)上部煤層進(jìn)行水力沖孔，使得新安煤礦的煤層滲透率和瓦斯抽采量提高了10 倍以上。

工作面順層水力沖孔煤層增透技術(shù)是由工作面煤巷向煤層內(nèi)打順層鉆孔，如圖1 所示。鉆孔長(zhǎng)度一般達(dá)幾十米至上百米。每個(gè)鉆孔間隔一段距離進(jìn)行一次沖孔作業(yè)，在煤層內(nèi)形成孔洞，沖孔孔洞周?chē)后w在應(yīng)力作用下發(fā)生形變，應(yīng)力降低，從而促進(jìn)煤層瓦斯抽采。本文以河南平寶煤業(yè)有限公司首山一礦12090 工作面瓦斯治理為例，介紹順層水力沖孔技術(shù)，分析水力沖孔后沖孔區(qū)域煤體變形和卸壓規(guī)律，討論深埋藏高應(yīng)力環(huán)境下實(shí)際工程中遇到的問(wèn)題及處理方法，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)結(jié)果分析水力沖孔的瓦斯治理效果。

圖1 工作面順層水力沖孔施工Fig.1 Bedding hydraulic flushing construction in working face

1 工作面概況

首山一礦12090 工作面走向長(zhǎng)1 754 m，采煤工作面斜長(zhǎng)236 m，平均煤厚5.3 m，可采儲(chǔ)量為290 萬(wàn)t。采煤工作面標(biāo)高為-704.5～-759.2 m，煤層埋深為845～974 m。煤層傾角為3～12°，平均為7°。煤層結(jié)構(gòu)單一，厚度較穩(wěn)定，煤體呈黑色粉末狀，較為松軟、破碎，具條帶狀結(jié)構(gòu)，堅(jiān)固性系數(shù)為0.12～0.35。基本頂為細(xì)粒砂巖，厚度為9.6～18.6 m，灰色，塊狀結(jié)構(gòu)，以石英為主?；镜诪槭考o(jì)灰?guī)r上段，厚度為17.8 m，深灰色，塊狀、隱晶質(zhì)結(jié)構(gòu)。煤層瓦斯壓力超過(guò)0.7 MPa，瓦斯含量為6.7 m3/t 以上，煤層透氣性系數(shù)為0.076 m2·MPa-2·d-1。煤層透氣性低，煤質(zhì)較軟，受煤體賦存結(jié)構(gòu)影響，瓦斯涌出異常，屬于高應(yīng)力低透氣性松軟突出煤層，瓦斯問(wèn)題嚴(yán)重制約了安全生產(chǎn)。

為解決瓦斯問(wèn)題，在12090 工作面中間布置中煤巷并施工水力沖孔鉆孔，以提高煤層瓦斯抽采效果。沖孔設(shè)計(jì)如圖2 所示。由中煤巷自切眼向外30 m 至終采線位置范圍內(nèi)分別在上下幫垂直煤壁向采煤工作面施工順層鉆孔，鉆孔平行于煤層頂板，鉆孔間距為4 m，孔深90 m。順層鉆孔施工完畢后開(kāi)始后退式?jīng)_孔，每個(gè)鉆孔間隔7～8 m 進(jìn)行一次沖孔，形成沖孔孔洞。沖孔作業(yè)在后退至距巷幫30 m時(shí)停止，以減小對(duì)巷幫的應(yīng)力擾動(dòng)，避免應(yīng)力集中影響。打鉆采用ZDY7300LXY 型礦用履帶式液壓鉆機(jī)，配套清水泵站和履帶式煤水分離器。打鉆設(shè)計(jì)采用直徑94 mm 鉆桿，實(shí)際鉆孔施工位置控制在采煤工作面前方約100 m 處，以減小對(duì)采煤工作面的影響。

圖2 12090 工作面沖孔設(shè)計(jì)Fig.2 Hydraulic flushing design in 12090 working face

2 工作面順層水力沖孔數(shù)值分析

2.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)首山一礦12090 工作面實(shí)際情況進(jìn)行適當(dāng)簡(jiǎn)化，利用FLAC3D建立如圖3 所示的數(shù)值模型。模型在工作面走向（X方向）、傾向（Y方向）、豎直方向（Z方向）上的長(zhǎng)度分別為300，210，50 m，煤巷寬5 m，煤層厚5 m，頂?shù)装搴穸确謩e為25，20 m。根據(jù)12090 工作面應(yīng)力分布，模型頂面施加22.5 MPa 的垂直應(yīng)力，底面固定約束；模型X方向水平應(yīng)力為18 MPa，Y方向水平應(yīng)力為27 MPa，模型四周為滑動(dòng)邊界。根據(jù)水力沖孔設(shè)計(jì)方案，模型中建立相應(yīng)的沖孔區(qū)域。水力沖孔鉆孔間距為4 m，共布置12 組水力沖孔鉆孔，鉆孔位于煤層高度的中心位置。煤體的力學(xué)性質(zhì)通過(guò)實(shí)驗(yàn)測(cè)得，頂?shù)装鍘r性根據(jù)地質(zhì)條件進(jìn)行簡(jiǎn)化。模型物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

圖3 12090 工作面順層水力沖孔數(shù)值模型Fig.3 Numerical model of bedding hydraulic flushing in 12090 working face

表1 數(shù)值模型物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical mechanics parameters of numerical model

數(shù)值模擬過(guò)程分為3 階段。第一階段為模型初始化：建立好模型后賦值并計(jì)算至平衡狀態(tài)，觀察模型建立及參數(shù)設(shè)置是否正確。第二階段為巷道開(kāi)挖：依次開(kāi)挖煤巷和切眼，并將模型計(jì)算至平衡狀態(tài)。第三階段為水力沖孔：將模型中預(yù)先定義的沖孔部分刪除并計(jì)算至平衡狀態(tài)。水力沖孔階段簡(jiǎn)化為將沖孔區(qū)域的單元直接刪除，未考慮時(shí)間因素。

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

2.2.1 沖孔區(qū)域煤體變形

水力沖孔區(qū)域煤體在水平方向上的位移云圖如圖4 所示?？煽闯鰶_孔后煤體均朝向沖孔孔洞變形，且呈對(duì)稱(chēng)分布。孔洞X方向兩側(cè)煤體均朝向孔洞中心變形，2 個(gè)相鄰孔洞之間變形小，說(shuō)明2 個(gè)孔洞之間存在一個(gè)小變形區(qū)。煤體在Y方向的變形與X方向相似，如圖4（b）中虛線框所示，孔洞兩側(cè)煤體Y方向位移相互連通，形成煤體的整體變形，有利于煤體裂隙擴(kuò)展和貫通。由于Y方向應(yīng)力較高，所以孔洞周?chē)后w在Y方向的位移較大。由此可知，應(yīng)力高的方向上煤體變形范圍和位移大，且Y方向的變形盲區(qū)恰好為X方向的主要變形區(qū)，因此除相鄰孔洞的正中間位置外，孔洞周?chē)欢ǚ秶鷥?nèi)的煤體均能發(fā)生有效變形。

圖4 沖孔區(qū)域煤體水平方向位移云圖Fig.4 Horizontal coal displacements nephogram in flushing area

為了分析整個(gè)沖孔區(qū)域的變形情況，同時(shí)考慮沖孔孔洞周?chē)后w變形呈對(duì)稱(chēng)分布的情況，位移提取線選擇一條斜線。以Y方向上的變形為例，位移提取線如圖4（b）中黑色實(shí)線所示。提取線的起點(diǎn)為第1 排鉆孔2 個(gè)孔洞的中心位置，終點(diǎn)為最后一排孔洞的邊緣，因此提取線能反映Y方向3 m、X方向44 m 范圍的煤體變形情況。X方向位移用相同的提取方法，能反映X方向1.5 m、Y方向56 m 范圍內(nèi)的煤體變形情況。

沖孔孔洞周?chē)后wX方向位移如圖5（a）所示。提取線上的位移呈波動(dòng)狀，位移每經(jīng)過(guò)一次降低后，峰值增大，但最后一個(gè)波峰不是最大值，原因是此處距離煤巷過(guò)近（13 m），煤體變形受到巷道開(kāi)挖引起的應(yīng)力集中影響。這說(shuō)明沖孔不宜施工在距離巷幫較近的位置，否則容易擾動(dòng)煤體，且不利于孔洞周?chē)后w變形，限制瓦斯抽采效果。波峰表示靠近沖孔孔洞位置的煤體位移，波谷表示普通鉆孔兩側(cè)的煤體位移。波谷變化很小，說(shuō)明普通鉆孔段的煤體在X方向的變形有限，即使在提取線越來(lái)越臨近鉆孔的過(guò)程中，位移變化也不明顯。從波峰變化可看出，沖孔孔洞周?chē)拿后w變形非常明顯，且隨提取線長(zhǎng)度增加呈非線性增大趨勢(shì)。這說(shuō)明沖孔孔洞周?chē)后w變形更加充分，能有效促進(jìn)煤體的裂隙發(fā)育。沖孔孔洞周?chē)后wY方向位移如圖5（b）所示?？煽闯鎏崛【€上前15 m 的位移近似呈線性緩慢增大，說(shuō)明普通鉆孔兩側(cè)煤體受沖孔影響較小。

圖5 煤體水平方向位移Fig.5 Horizontal coal displacements

圖5 給出了沖孔孔洞周?chē)后wX，Y方向位移DX，DY與距孔洞距離l的擬合關(guān)系（R2為擬合度）?？煽闯雒后w在X，Y方向的位移均呈指數(shù)規(guī)律，且Y方向位移大于X方向。

2.2.2 沖孔區(qū)域煤體應(yīng)力分布

沖孔區(qū)域煤體水平方向應(yīng)力分布如圖6 所示。從圖6（a）可看出，沖孔對(duì)X方向應(yīng)力產(chǎn)生了明顯影響，孔洞兩側(cè)應(yīng)力降低，且應(yīng)力降低區(qū)域相互連通，形成了沖孔區(qū)域X方向上的卸壓條帶。應(yīng)力降低區(qū)域的煤體易變形，瓦斯易釋放，因此卸壓條帶內(nèi)的煤層瓦斯更容易抽采。在鉆孔46，54 m 處，沖孔孔洞周?chē)后w卸壓范圍更大，形成的卸壓條帶范圍也更大；30，70 m 處沖孔孔洞周?chē)后w卸壓范圍相似；78，86 m 處卸壓范圍最小，卸壓區(qū)域沒(méi)有相互連通形成卸壓條帶，原因是受到巷道開(kāi)挖引起的應(yīng)力轉(zhuǎn)移影響。普通鉆孔兩側(cè)的應(yīng)力降低范圍十分有限。鉆孔周?chē)鶻方向卸壓區(qū)域分布形態(tài)與位移分布類(lèi)似，以沖孔孔洞為中心呈放倒的“8”形，并互相連接。

圖6 煤體水平方向應(yīng)力分布Fig.6 Horizontal coal stress distribution

Y方向上的煤體應(yīng)力分布與X方向存在明顯差異。受鉆孔影響，沖孔孔洞周?chē)鶼方向上的煤體卸壓區(qū)域呈“X”狀，如圖6（b）所示。較為明顯的卸壓區(qū)域分布在孔洞Y方向兩側(cè)，在2 個(gè)相鄰孔洞之間產(chǎn)生應(yīng)力升高。與X方向上的卸壓條帶不同，Y方向應(yīng)力卸壓區(qū)域相互貫通，形成了更大范圍的網(wǎng)狀卸壓區(qū)。即使是在普通鉆孔段，兩側(cè)煤體在Y方向上的應(yīng)力也有效降低。86 m 處孔洞周?chē)后wY方向上的卸壓范圍較小，原因是受到巷道開(kāi)挖引起的應(yīng)力集中影響。應(yīng)力升高區(qū)域與圖4（b）中小變形區(qū)相對(duì)應(yīng)。

綜合X，Y方向上的煤體變形和應(yīng)力分布可看出，沖孔孔洞在Y方向上產(chǎn)生的小變形區(qū)和應(yīng)力升高區(qū)恰好是X方向上的主要變形區(qū)和應(yīng)力降低區(qū)，因此沖孔孔洞可起到釋放煤層應(yīng)力、促進(jìn)煤體變形的作用，從而促進(jìn)瓦斯運(yùn)移與抽采。

2.2.3 鉆孔間距對(duì)煤體卸壓的影響

為了探究鉆孔間距對(duì)卸壓效果的影響，建立鉆孔間距為8 m 的數(shù)值模型。鉆孔間距為4，8 m 時(shí)煤體變形對(duì)比如圖7 所示?？煽闯鲢@孔間距為4 m時(shí)，相同沖孔條件下沖孔區(qū)域內(nèi)煤體變形明顯。沖孔孔洞覆蓋范圍內(nèi)的變形區(qū)域相互連通，形成煤層的整體變形。而鉆孔間距增至8 m 時(shí)，因沖孔孔洞影響范圍有限，孔洞周?chē)后w變形沒(méi)有連通，孔洞之間還存在大范圍的未受影響區(qū)。因此，鉆孔間距為4 m 時(shí)沖孔后的煤體變形效果更好。

圖7 鉆孔間距為4，8 m 時(shí)煤體變形對(duì)比Fig.7 Coal deformation comparison under the borehole spacing of 4 m and 8 m separately

鉆孔間距為8 m 時(shí)X方向的煤體應(yīng)力分布如圖8 所示。與圖6（a）相比，鉆孔間距由4 m 增大至8 m 時(shí)，X方向煤體應(yīng)力降低區(qū)域只在沖孔孔洞附近，各孔洞之間未形成連通的卸壓條帶，說(shuō)明鉆孔間距為8 m 時(shí)煤體卸壓效果受限，不利于煤層瓦斯抽采。

圖8 鉆孔間距為8 m 時(shí)煤體X 方向應(yīng)力分布Fig.8 Coal stress distribution at X direction under the borehole spacing of 8 m

3 順層水力沖孔現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用

數(shù)值模擬結(jié)果表明設(shè)計(jì)的水力沖孔方案可有效促進(jìn)煤體變形和卸壓，利于煤層瓦斯抽采。實(shí)際沖孔鉆孔施工以設(shè)計(jì)方案為基礎(chǔ)，以數(shù)值模擬結(jié)果為補(bǔ)充，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)條件進(jìn)行調(diào)整和優(yōu)化。

3.1 施工參數(shù)優(yōu)化

3.1.1 鉆孔直徑

根據(jù)煤層傾角，中煤巷上幫和下幫的鉆孔角度分別控制在5～6°和-5～-4°。前期作業(yè)采用直徑94 mm 鉆桿，進(jìn)入煤幫30～50 m 時(shí)易發(fā)生夾鉆、頂鉆、噴孔等現(xiàn)象，影響施工進(jìn)度。后改用直徑113 mm鉆桿。不同直徑的鉆桿在煤巷上幫施工的孔深對(duì)比如圖9 所示?？煽闯鲋睆?13 mm 鉆桿施工的孔深明顯大于直徑94 mm 鉆桿，以鉆孔角度5～6°施工時(shí)，孔深基本能達(dá)到70 m 以上。

圖9 不同直徑鉆桿對(duì)應(yīng)的上幫孔深Fig.9 Borehole depth of upper side under different drill pipe diameters

3.1.2 鉆孔間距

為確定合適的鉆孔間距，需研究沖孔孔洞的等效半徑和影響半徑。沖孔等效半徑一般通過(guò)沖孔出煤量估計(jì)。記錄上下兩幫連續(xù)5 組鉆孔的沖孔出煤量，結(jié)果如圖10 所示，其中S-1-S-5 和T-1-T-5分別為上幫和下幫鉆孔?？煽闯龀@孔S-1 施工至74 m，鉆孔S-2，T-4 施工至82 m 以外，其余鉆孔施工長(zhǎng)度均達(dá)到90 m。上幫鉆孔S-1，S-2，S-3 沖孔出煤量較低，中間位置的孔洞沖孔出煤量較高。下幫鉆孔T-1 和T-2 沖孔出煤量較低，其他鉆孔沖孔出煤量沒(méi)有明顯的分布特征。沖孔的單孔出煤量為0.7～1.8 t，沖出體積為3.76～11.3 m3。

圖10 沖孔出煤量Fig.10 Coal output of hydraulic flushing

假設(shè)煤體沖孔后形成圓柱形孔，通過(guò)體積換算可得沖孔等效半徑為0.38～0.6 m。最大沖孔直徑超過(guò)普通瓦斯抽采鉆孔直徑的10 倍。按照平均出煤量1.2 t 計(jì)算，可得沖孔等效半徑為0.5 m。根據(jù)計(jì)算結(jié)果，沖孔間距應(yīng)大于1 m。

采用流量法測(cè)定沖孔影響半徑。流量法是通過(guò)預(yù)先打好的抽放鉆孔作為考察鉆孔，抽放一定時(shí)間后，在預(yù)計(jì)考察鉆孔影響范圍內(nèi)實(shí)施水力沖孔作為被考察鉆孔。水力沖孔和抽放期間測(cè)定鉆孔瓦斯?jié)舛群土髁?，瓦斯?jié)舛群土髁棵黠@提高的距離為沖孔影響半徑。經(jīng)測(cè)定，首山一礦的水力沖孔影響半徑為4.2～5 m，因此鉆孔最大間距為8.4～10 m。試驗(yàn)發(fā)現(xiàn)，鉆孔間距為1.6 m 時(shí)發(fā)生了鉆孔打穿現(xiàn)象，間距為7 m 時(shí)2 排沖孔鉆孔中間位置的瓦斯抽采鉆孔受影響較小，間距為3～6 m 時(shí)瓦斯抽采效果良好。

通過(guò)不斷調(diào)整發(fā)現(xiàn)，沖孔水壓為5～6 MPa、流量為120～160 L/min 時(shí)，沖孔出煤效果較好。隨著工藝流程的不斷完善，每月成孔數(shù)達(dá)40 個(gè)，成孔率可達(dá)80%。

3.2 煤層沖孔瓦斯治理效果考察

3.2.1 鉆孔瓦斯?jié)舛?/p>

為了檢驗(yàn)水力沖孔鉆孔的瓦斯治理效果，對(duì)沖孔鉆孔和普通鉆孔的瓦斯?jié)舛冗M(jìn)行4 個(gè)月連續(xù)監(jiān)測(cè)。2 個(gè)沖孔鉆孔和1 個(gè)普通鉆孔的瓦斯?jié)舛茸兓鐖D11 所示?？煽闯鰶_孔鉆孔和普通鉆孔的瓦斯?jié)舛人p存在較大差異。在瓦斯抽采10 d 內(nèi)，瓦斯體積分?jǐn)?shù)達(dá)90%以上，鉆孔之間差異較小。隨著抽采時(shí)間增加，普通鉆孔內(nèi)的瓦斯?jié)舛人p較快。抽采50 d 左右時(shí)，普通鉆孔內(nèi)的瓦斯體積分?jǐn)?shù)降至20%，水力沖孔鉆孔內(nèi)的瓦斯體積分?jǐn)?shù)為40%～60%，是普通鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)的2～3 倍。抽采120 d 后，普通鉆孔內(nèi)的瓦斯體積分?jǐn)?shù)降至10%左右，而沖孔鉆孔內(nèi)的瓦斯體積分?jǐn)?shù)仍有20%。結(jié)果表明水力沖孔鉆孔內(nèi)的瓦斯抽采濃度高，衰減慢，有效提高了煤層瓦斯抽采效果，降低了煤層瓦斯含量。

圖11 鉆孔瓦斯?jié)舛茸兓疐ig.11 Change of gas concentration in boreholes

3.2.2 回風(fēng)流瓦斯?jié)舛?/p>

水力沖孔沖出了大量煤與瓦斯，同時(shí)也強(qiáng)化了瓦斯抽采效果。為了考察沖孔鉆孔瓦斯治理效果，記錄連續(xù)8 d 的風(fēng)流瓦斯?jié)舛茸兓鐖D12 所示?？煽闯鰶_孔作業(yè)后，風(fēng)流瓦斯?jié)舛让黠@降低，煤層瓦斯得到有效控制。1 d 中的回風(fēng)流平均瓦斯體積分?jǐn)?shù)維持在0.4%～0.5%，風(fēng)流瓦斯?jié)舛冉档停腋臃€(wěn)定。

圖12 沖孔后風(fēng)流瓦斯?jié)舛茸兓疐ig.12 Change of gas concentration in air flow after hydraulic flushing

3.2.3 打鉆動(dòng)力現(xiàn)象變化

在工作面未回采至沖孔區(qū)域時(shí)，采煤工作面回風(fēng)流瓦斯含量較高，且動(dòng)力現(xiàn)象較嚴(yán)重。在補(bǔ)充局部瓦斯抽采鉆孔時(shí)，鉆桿鉆進(jìn)煤幫6～10 m 易發(fā)生夾鉆、頂鉆、噴孔等現(xiàn)象，煤與瓦斯突出潛在危險(xiǎn)性較大。受瓦斯影響，采煤工作面日平均進(jìn)尺僅為2.4 m，生產(chǎn)進(jìn)度緩慢。經(jīng)過(guò)水力沖孔后，煤層滲透率有效提高，瓦斯抽采量增大。工作面打鉆過(guò)程中的動(dòng)力現(xiàn)象明顯減少，局部瓦斯效檢孔所測(cè)瓦斯參數(shù)均顯著降低。采煤工作面平均日進(jìn)尺由2.4 m 增加至3.2 m，提高了生產(chǎn)率。

4 結(jié)論

（1）水力沖孔能有效促進(jìn)煤體變形，降低煤層內(nèi)的水平應(yīng)力。水力沖孔后，不同水平方向的煤體變形相互補(bǔ)充，使得沖孔區(qū)域煤體朝向孔洞變形，促進(jìn)了煤體裂隙發(fā)育，進(jìn)而提高了煤體滲透率。同時(shí)，沖孔孔洞周?chē)煌较虻乃綉?yīng)力在一定程度上得到釋放，各孔洞的應(yīng)力降低區(qū)域相互連通，沖孔區(qū)域內(nèi)煤體水平應(yīng)力整體降低，促進(jìn)了瓦斯運(yùn)移和抽采。

（2）實(shí)際水力沖孔作業(yè)受眾多因素影響，如打鉆角度、鉆桿直徑、射流水壓和流量、鉆孔間距、沖孔間距等。合適的施工參數(shù)可有效降低打鉆過(guò)程中的動(dòng)力現(xiàn)象，同時(shí)提高施工速度和成孔率。根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果并經(jīng)過(guò)不斷試驗(yàn)與摸索，12090 工作面確定的上幫鉆孔角度為5～6°，下幫鉆孔角度為-5～-4°，沖孔間距為7 m，鉆孔間距為4 m，沖孔長(zhǎng)度為1 m，沖孔水壓為5～6 MPa，流量為120～160 L/min。隨著工藝流程不斷完善，每月成孔數(shù)達(dá)40 個(gè)，成孔率達(dá)80%。

（3）水力沖孔鉆孔比普通鉆孔瓦斯抽采濃度高，衰減慢，能有效提高煤層瓦斯抽采效果，降低煤層瓦斯含量；風(fēng)流瓦斯?jié)舛群豌@孔施工過(guò)程中的動(dòng)力現(xiàn)象變化也表明，水力沖孔有效提高了瓦斯抽采效果，降低了煤層瓦斯含量。沖孔后回風(fēng)流瓦斯體積分?jǐn)?shù)降低至0.4%～0.5%。沖孔后，鉆孔施工作業(yè)過(guò)程中的夾鉆、頂鉆、瓦斯噴孔等現(xiàn)象明顯減少，瓦斯校檢參數(shù)有效降低；采煤工作面平均日進(jìn)尺由2.4 m 增加至3.2 m，提高了生產(chǎn)率。