1、5 巷道放顶煤开采方案5 巷道放顶煤开采方案初步设计5.1 大安山矿巷道放顶煤采煤法可行性分析5.1.1 影响顶煤可放性的因素分析（1）煤层强度：受控于煤层硬度和节理裂隙发育程度，它们的共同作用影响着顶煤的可放性。煤层硬度对顶煤可放性有着重要影响。一般在煤的硬度系数f2情况下，利用矿山压力的作用顶煤可以自行碎落；对于23的煤层，一般不宜采用放顶煤开采。一般煤层中不同程度地含有层理、节理、裂隙，这些弱面和结构面在很大程度上削弱了煤层的完整性，降低了煤层的强度，对放顶煤是有利的。煤层节理裂隙发育，放顶煤效果好。煤层节理裂隙不发育，则不利于顶煤的放落。大安山矿通常各煤层的节理裂隙均较发育，有利于巷道
2、放顶煤开采。研究区域各煤层的硬度见表51。由表可知，研究区域急倾斜各煤层硬度指标符合巷道放顶煤开采。51 大安山矿研究区域各煤层硬度情况表煤 层单斜煤层中南煤层后槽煤层2槽13槽14槽14槽14槽硬 度松软中等中等较软中等松软（2）开采深度：从巷道放顶煤开采的实践中发现，在开采深度较大的工作面，放煤开始前放煤巷道就已产生了较大的变形，有时放煤巷道顶板下沉达300mm以上，说明顶煤已在矿山压力的作用下产生了变形；而在开采深度较小的工作面，放煤巷道掘进完成几个月后，支架仍未受力，说明矿山压力对顶煤的影响不大。大安山矿区内最高峰为老龙窝，标高1646.5m，现在开采水平为800m和680m，按地表标
3、高平均为1300m计算，采深为500620m，可以为放顶煤提供一定的矿山压力。（3）煤层厚度：急倾斜煤层巷道放顶煤不同于水平分段放顶煤。对于后者，煤层厚度越大，放顶煤效果越好。但对于前者，要求煤层厚度适宜，如厚度过小，有可能导致直接顶超前破碎，与顶煤一起放出，这样不仅煤质受影响，而且造成顶煤大量丢失；厚度过大，靠近底板的顶煤难以得到充分松动，亦难于放落，因而影响顶煤的回收率。实践表明，适宜巷道放顶煤开采的煤层厚度为210m，当煤层厚度为46m时，技术经济效果最好。大安山矿单斜煤层、中南煤层、后槽煤层为不稳定煤层，厚度变化范围较大，平均厚度为26m，满足巷道放顶煤厚度要求。（4）煤层倾角：煤层倾
4、角对巷道放顶煤开采有重要影响。当倾角较大时，煤体的重力大于其它各力的合力而使煤体垮落，有利于煤体的放出；而且，煤层倾角较大，加大了顶煤滑移的可能性，这也有利于顶煤的下放。但煤层倾角越大，顶板对煤层的压力越小，当倾角为90时，作用在垂直方向的力只有顶煤上方采空区的破碎煤矸的重力，反而导致煤层不易垮落。实践表明，适宜巷道放顶煤开采的煤层倾角为4090,当倾角为6575时，效果最佳。大安山矿单斜煤层、中南煤层、后槽煤层平均倾角为4575，符合巷道放顶煤对煤层倾角的要求。（5）煤层顶、底板条件：煤层顶、底板条件对巷道放顶煤开采顶煤可放性的影响主要是直接顶稳定性和底板稳定性。直接顶破碎，将影响顶煤的回收
5、和增加含矸率；直接顶稳定，悬露面积大，顶煤的可放性好。急倾斜煤层底板稳定性对巷道放顶煤开采的影响主要表现在，当底板不稳定时，由于底板的滑脱，将增加放煤的困难，降低煤质。（6）煤层夹矸：放顶煤生产实践表明，厚度在0.3m以下的夹矸多呈片状和板状冒落，对顶煤的冒落和放出一般影响不大。但若夹矸厚度在0.4m以上时，即使可冒，也多呈大块状体，容易堵塞放煤口。煤层中的夹矸如同板结构中的连结拉筋，起加固煤体强度的作用，使顶煤的压裂和位移变得困难。尤其当夹矸的强度较大时，这种影响更为明显。因此，夹矸的厚度和强度都对顶煤的可放性有影响。（7）水文地质条件：煤层强度受其含水量的影响较大，含水越多，煤层强度越低，
6、煤体越容易破碎，因而可放性越好。5.1.2 大安山矿应用巷道放顶煤采煤法可行性分析通过以上急倾斜煤层巷道放顶煤开采顶煤可放性的影响因素分析，及结合大安山矿单斜煤层、中南煤层、后槽煤层的煤层条件的分析表明，大安山矿急倾斜煤层有利于巷道放顶煤开采，且大安山矿为低瓦斯矿井、煤层无自燃发火倾向、煤尘无爆炸危险，更有利于克服放顶煤“一通三防”压力大的缺点。大安山矿煤的变质程度较高，有的煤层硬度较大，不利于顶煤的冒落。但是大安山矿煤层节理裂隙较发育，预计在人为的扰动或软化措施下，顶煤是可以顺利下放的。且放顶煤采煤法对不稳定煤层的适应性很强，可以提高采区的回收率。总体分析，巷道放顶煤采煤法开采大安山矿急倾斜
7、不稳定厚煤层是可行的。5.2 巷道布置5.2.1 巷道布置系统巷道放顶煤开采的巷道布置系统非常简单，如图5-1所示。在一个采区内沿不同标高将急倾斜煤层分成若干区段，在区段底部沿煤层走向布置一条巷道(放煤巷道)。巷道两端分别与进风斜坡和回风斜坡相联，以沿空护巷方式维护，全负压通风，双安全出口，与长壁工作面一样，实现正规采煤。在整个阶段回采期间阶段回风平巷都要使用，所以阶段回风平巷的上、下部都要留一定高度的保护煤柱。回采巷道系统包括放煤巷道与放煤小眼。放煤巷道沿着煤层顶板布置、放煤小眼布置于放煤巷道的下帮，在放煤巷道的一侧每隔一定距离向煤层中掘放煤小眼，巷道布置方式如图5-2所示。图5-1 急倾斜
8、煤层巷道放顶煤系统示意图1进风巷；2回风巷；3-放煤巷道；4-采空区图5-2 巷道放顶煤采煤法巷道布置示意图1放煤巷道；2放煤小眼；3顶煤；4进风巷；5回风巷巷道放顶煤采煤法的放煤巷道是平行于煤层走向的水平巷道，如果放煤巷道布置为斜巷虽然可以方便煤炭的自溜，节省运输设备。但是，将放煤巷道倾斜布置降低放煤小眼和护顶煤的稳定性，对放煤巷道的稳定性不利；终采阶段回收巷道支架和余煤时，采空区垮落的矸石容易滚入斜巷冲伤作业人员，有安全隐患；倾斜布置放煤巷道时巷道的掘进、材料运输较困难。总体分析，放煤巷道不能倾斜布置。5.2.2 区段高度的确定区段高度是急倾斜煤层巷道放顶煤开采的一个重要参数，其取值的合理
9、性是决定能否实现高产高效的关键因素之一。与近水平煤层综放开采一样，急倾斜厚煤层巷柱式放顶煤也是利用矿山压力破碎顶煤。对急倾斜煤层来说，上覆岩层的自重可以分解为垂直于煤层层面的分力和沿倾斜方向的分力，仅垂直于煤层层面的分力对顶煤产生挤压作用，在顶煤破碎中起一定作用。此外，水平地应力对顶煤的破碎也产生重要影响。以下采用弹塑性理论分析确定巷道放顶煤的区段高度。放煤巷道开掘及初采结束后，巷道周边附近的围岩应力重新分布，形成集中应力并逐渐向深部发展，在集中应力的作用下，顶煤内形成破碎区和塑性区直到煤体内弹性应力区边界，此时边界内的煤体处于应力极限平衡状态。理论和实践证明，处于弹性应力状态的顶煤，一般的松
10、动爆破很难使其垮落，而处于应力极限状态的顶煤，则因煤体边缘的裂隙逐渐向深部发展，容易因外部的干扰如松动爆破，破坏其平衡状态而导致顶煤的破碎。因此，在急倾斜煤层中进行放顶煤时，阶段高度首先应能保证顶煤在矿山压力的作用下进入应力极限平衡状态。根据巷道放顶煤开采巷道布置方式，顶煤同时受到两处支承压力的作用，形成两个应力极限平衡区（图5-3）。图中k和k为应力集中系数, 为上覆岩层平均容重（t/m3），H为采深(m)，为煤层倾角()，M为平均煤厚(m)，X1为放煤平巷的开掘引起的应力极限平衡区的高度(m)，X2为上区段回采引起的应力极限平衡区的高度。从图53可知，当上述两个应力极限平衡区距离较远时，中
11、间仍有一段煤体处于原岩应力状态，顶煤是稳定的。钱鸣高院士和侯朝炯教授认为，当两个应力极限平衡区的应力峰值相距小于2Mcos，则整个煤体将处于极限平衡状态，如图54所示。因此，顶煤处于应力极限平衡状态的最大高度为： （51）也就是说，当顶煤的阶段高度低于H时，则整个煤体将在矿山压力的作用下处于不稳定状态，即顶煤是可放的。H即为顶煤的最大阶段高度。X1、X2即位于卸载区和支承压力峰值位置之间的塑性强化区宽度为cos(1520)m。图5-3 应力极限平衡区示意图通过计算，单斜13槽巷道放顶煤开采最大区段高度为18m，单斜2槽巷道放顶煤开采最大区段高度为18.2m，中南14槽巷道放顶煤开采最大区段高度
12、为14.6m，后槽14槽巷道放顶煤开采最大区段高度为19.8m。建议巷道放顶煤井下工业性试验时区段高度取1015m，试采成功后可逐步将区段高度加大到2030m，最大不超过30m。图5-4 应力极限平衡状态顶煤的应力分布5.2.3 放煤小眼的布置为较好地解决布置在煤层中的放煤巷道支架的稳定性，确保放煤生产的正常进行，设计放煤小眼，使放煤作业控制在一定范围内，关键在于让巷道处于一定范围的实体煤中，或至少要求巷道上方一定范围的煤体是不运动的，为此，在一定厚度的煤体中设计一放煤小眼，既保护放煤巷道的正常生产，又使放煤作业控制在一定范围内，放煤小眼的布置如图55所示。放煤小眼参数主要包括：放煤小眼的位置
13、、尺寸、间距，放煤口的位置、开启方式等。图55 放煤巷道与放煤小眼的关系1-冒落松散顶煤；2-松散煤体移动边界线；3-实体煤；4-支架拉杆；5-放煤巷道；6-放煤小眼；-松散煤体自然安息角，一般为45（为煤体内摩擦角）（1）放煤小眼放煤小眼位置参数(开口位置、小眼倾角、小眼长度以及放煤小眼的间距等)随煤层厚度的变化而变化，根据其它矿区工业试验的结果分析，开在煤层中低位放煤小眼的最小倾角主要由煤层的厚度变化而确定。放煤小眼的尺寸，根据顶煤最大块度、煤的松软程度、脊背煤损等综合确定。放煤小眼的长度，以保持支架上部最薄处不小于500mm煤垫层为准。其倾角应尽量小，但不得小于煤的自然安息角。21855
14、M (M2.6m 3075) （52）式中：为放煤小眼低位放煤的最小倾角，用搪瓷溜槽自溜3035，沿底板自溜45；M为煤层厚度，m。实行低位放煤的煤层最小厚度M为：M（a0.5）sin （53）式中：a-放煤架支架的顶梁长度，m；0.5放煤巷道支架顶梁上部的安全煤厚，m；煤层倾角。煤层中的放煤小眼位置参数与煤层厚度的关系见表52。表52 煤层中的放煤小眼位置参数与煤层厚度的关系煤层厚度（m）2.62.62.72.782.872.963.053.153.243.323.42小眼最小倾角（）85.9075706560555045403530小眼开口位置高位低 位小眼长度（m）0.51.31.5（2
15、）放煤小眼的间距当放煤小眼间距较小时，整个松散煤体均衡下移，煤矸接触面成近似水平状态，减少了两眼之间的脊背煤损（图56），因而顶煤回采率高，矸石混入率低。但是，间距太小降低了放煤巷道的稳定性。通过查阅文献资料和参考其他矿区的放煤实践，建议放煤小眼间距取1.8m或2.4m两种，煤层厚度小于4m取1.8m，煤层厚度大于4m取2.4m。图56 放煤间距与脊背煤损示意图（3）放煤口的参数放煤口分高位、中位、低位三种。高位放煤口回采率低，低位放煤口回采率高。高位放煤口由于其位置较高，因而操作困难。又由于支架上部冒落的松散煤体的运动影响，支架处于不稳定状态，维护条件差，尤其是一旦将放煤口放空，由于煤流的冲
16、击，威胁巷道的安全；同时高位放煤粉尘浓度大，工作环境差。总体分析，建议放煤小眼采用低位放煤口。考虑到工程实际中运输机设于巷道的底板上，一般情况下，放煤口最低的位置要高出运输机顶面100mm。放煤口尺寸越大，放煤越顺利，放煤时不会发生大块煤堵塞现象，放煤速度快，放煤损失小，回收率高。放煤口最小尺寸根据放出体最大块度的3倍左右的原则确定，初步设计为1.2m1.5m。5.3 放煤巷道的支护设计5.3.1 放煤巷道的矿压显现规律在整个回采过程中，不同时期放煤巷道的矿压显现是不一样的。第一阶段：巷道掘进至初采前。放煤巷道处于顶板和原始煤体之中、当煤体强度较高时，围岩有一定的承载能力。巷道支架所受压力较小
17、，支架基本不变形。第二阶段：初采至正常放煤前。顶煤垮落后，巷道周围煤体均已疏松破碎，承载能力甚微。此时，巷道不仅要承受垮落顶煤自重的压力，还须承受顶板弯曲下沉的附加应力的作用，是放煤巷道矿压显现最剧烈的阶段。如图57所示，松散煤体作用于放煤巷道的压力呈现明显的不均匀性，两端为未采动的实体煤，由于松散煤体与实体煤之间存在摩擦，放煤巷道两端压力较小，中间部分压力较大。图57 初采至正常放煤前放煤巷道压力分布示意图1-放煤巷道；2-放煤小眼；3-进风石门；4-回风石门；5-巷道压力分布曲线第三阶段：正常放煤。随着放煤的进行，作用于放煤巷道上的压力降低。主要是因为随着放煤的进行，放煤小眼上部的煤体发生
18、二次松散，在每一个放煤口上部形成一个椭球状松动空间，如图58所示。处于椭球体内部的煤体不再承受上部传递下来的压力，在上部形成免压拱。这样，拱上部松散煤体的载荷被传递给附近放煤口上方的松散煤体，从而在放煤过程中，放煤口中心的压力降低，出现降压带，降压带处于松散椭球体范围之内。在这个阶段，随着放煤的进行，顶板失去松散煤体的支撑而逐渐弯曲下沉，放煤巷道也将逐渐向底板侧倾斜。第四阶段：终采。随着各放煤口见矸，放煤完毕，巷道上方被矸石充满，形成矸石充填带，重新支撑顶板，起到巷旁支护的作用。此时，巷道处于压力降低区或免压状态。图5-8 放煤口上部压力分布1-放出椭球体；2-松散球体；3-压力迹线5.3.2
19、 工艺过程对支架的要求(1) 为保证放煤巷道的安全，防止大块煤矸的冲击，在放煤巷道顶部必须留有一定高度的护顶煤柱。由于采动影响，这部分煤体在放煤开始时就己疏松，自稳能力极差，因而要求支架能与巷道顶板紧密接触，以保持护顶煤柱的稳定。(2) 放煤开始后，顶板及其上覆岩层整体下沉，引起支架向底板方向整体倾斜，这一过程几乎是不可避免的。因此，要求支架具有良好的整体性，以免在倾斜过程中垮塌。(3) 放煤小眼是松散顶煤区与放煤巷道的通道，它的作用主要是控制放煤过程，以及在其中放炮作出顶煤松动补偿空间，有时深孔松动爆破也在小眼中进行。因此，放煤小眼的稳定也是必须考虑的因素。而放煤小眼的稳定与支架形式有关，直
20、腿支架比曲腿支架更有利于放煤小眼的稳定。5.3.3 放煤巷道支护形式及参数确定放煤巷道的服务时间相对较短，一般23个月，且巷道支护的作用不只是维护巷道的稳定。因此，支护方案选用便于回收的金属支架。可供选择的支护形式有：U型钢拱型可缩支架、多铰摩擦可缩U型钢支架、U型钢梯型可缩支架、矿用工字钢梯形可缩支架和矿用工字钢梯形刚性支架。刚性支架成本较低、加工简单、架设方便、零配件损失少，因此，放煤巷道的支护形式选用矿用工字钢梯形刚性支架。支护形式设计为工字钢金属网联合支护（图59）。支护材料选用矿用11工字钢，棚距为600mm。图59 放煤巷道的尺寸及支护形式保证巷道稳定措施：支架与围岩之间使用背板，
21、支架与支架之间采用钢丝绳连接，以保证巷道的稳定性；保留巷道顶部23m顶煤以保护巷道；设计放煤小眼，使放煤作业控制在一定范围内，保护放煤巷道的稳定性；巷道顶部巷道压力较大时，中间加设一排单体液压支柱。5.4 巷道放顶煤回采工艺5.4.1 初始回采沿着放煤巷道的全长均匀布置放煤小眼，然后从每个放煤小眼内采少量顶煤，使得一定段高内的顶煤有一个自行垮落的松散的空间，为正常回采做准备。初采阶段的工作要点或界定标志是：要使放煤小眼之间全线冒透贯通；能有使顶煤破碎冒落发育至上部的空间；各放煤小眼均有顶煤被顺利放出。(1) 破煤根据区段煤柱高度的设计，虽然顶煤处于应力极限平衡区内，煤体边缘的裂隙逐渐向深部发展
22、，但是，对于硬度较大的煤层，如果外界不提供初始扰动力，破坏其平衡状态，很难导致顶煤的破碎。松动爆破技术是解决顶煤破碎和顺利冒落的有效途径之一。(2) 松动爆破原理松动爆破是一种无抛掷作用的爆破，其爆炸做功一方面是使煤体原生的或次生的裂隙扩展与破坏，另一方面是使煤体内部结构破坏产生新的裂隙，三是为顶煤的顺利冒落提供初始扰动力。巷道放顶煤开采不同于综放开采和滑移支架放顶煤开采，它不具备支架升降、移动对顶煤的作用，即不具备顶煤破碎和放出的初始扰动力。从这种意义上说，巷道放顶煤开采无论煤层可放的难易程度如何都须进行松动爆破。炸药在煤岩中爆炸，根据爆破对煤岩的破碎效果可分为压碎圈、裂隙圈和震动圈（图51
23、0）。当最小抵抗线等于裂隙圈半径时，在自由面可看到明显的破坏，但煤岩不抛掷，这种爆破称为松动爆破。标准抛掷爆破的爆破作用指数n1，减弱抛掷爆破0.75n1，加强抛掷爆破1n3，松动爆破为0n0.75。由爆破作用指数知，标准爆破漏斗半径为。其中：W为最小抵抗线，m；r为标准爆破漏斗半径，m；所以松动爆破裂隙圈半径的范围为。其中0.951.26m，d为炮眼直径，当煤层硬度大时，取小值，反之取大值。所以松动爆破裂隙圈半径为。在松动爆破中，主要是控制裂隙圈范围。在爆炸的瞬间，爆炸冲击波使孔壁煤岩形成了空腔和压缩粉碎圈以后，爆炸应力波会衰减并向周围传播，径向方向产生压应力和压缩变形，切向方向产生拉应力和
24、拉伸变形。当切向拉应力大于其抗拉强度时，煤岩被拉断，形成径向裂隙。压碎圈形成瞬间压力波后，原先在药包周围煤岩被压缩时积蓄的弹性变形能释放出来，转为卸载波，产生与径向压应力作用方向相反的向心拉应力，使煤岩质点产生相反的径向位移。当此径向拉应力超过煤岩的抗拉强度时，即形成环向裂隙，环向裂隙和径向裂隙与煤岩中剪切裂隙相交，使裂隙圈煤岩松动破碎。(3) 松动爆破设计的要求(a) 保证放煤巷道的安全稳定。放煤巷道担负着整个区段的运输、通风、行人等任务，是所有采煤人员的工作场所，事关安全大计。所以，松动爆破设计必须保证放煤巷道的稳定，不能崩倒支架，崩漏巷道。并要求放煤巷道上方有1.5-2m的保护垫层。(b
25、) 优化钻爆参数，以最少的爆药量使顶煤得到充分的松动，在煤体内形成型隙发育体，煤在自重作用下顺利放出。(c) 尽可能减少对煤层顶、底板的破坏，防止顶、底板提前垮落混入煤中，影响顶煤放出率和提高含矸率。图5-10 松动爆破机理图(4) 松动爆破方案的确定 以多段微差起爆技术达到减振作用。应用各种不同时间间隔的延期电雷管，增加起爆段数，减少每一次起爆炸药量，从能量强度上减弱振动的危害。 根据经验煤层倾角大、厚度大、结构简单、顶底板条件好、煤层强度小、水文条件简单，选择浅孔爆破；对于厚度较小、结构复杂、强度大的煤层采用深孔爆破。 根据大安山矿煤层特点及巷道放顶煤的特点：当煤层厚度大于4m、煤质硬度大
26、时，炮眼的布置采用浅孔和深孔相结合的松动爆破方式，图511是以后槽14槽煤层为例设计的联合松动爆破方案，爆破说明书见表53，深孔和浅孔爆破均在初采阶段一次完成；当煤层厚度为34m时，煤质较软时炮眼的布置方式如图512所示，爆破说明书见表54；煤质较硬时炮眼的布置方式如图513所示，爆破说明书见表55。图511 深孔和浅孔联合松动爆破设计图表53 后槽14槽煤层爆破说明书爆破方式序号深度（m）水平角度（）垂直角度（）装药量（kg）炸药类型雷管型号装药方式连线方式起爆顺序浅孔爆破137500.3矿用炸药毫秒雷管正向连续装药串联237500.3330330.3深孔爆破41204512.5512050
27、12.5图512 软煤炮眼布置方式示意图图513 硬煤炮眼布置方式示意图表54 煤层厚度为34m、煤质较软时爆破说明书爆破方式序号深度（m）水平角度（）垂直角度（）装药量（kg）炸药类型雷管型号装药方式连线方式起爆顺序浅孔爆破110150.15矿用炸药毫秒雷管正向连续装药串联220450.3330550.45440550.6装药量通过公式54和55计算得。装药结构采用连续装药方式，见图514，炮泥长度据经验取，因此深孔不小于2m，炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m，炮眼深度0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2m。浅孔爆破装药量： (54)深孔爆破装药量： (55)式中：Q-
28、每个炮孔的实际装药量，kg；f煤的普氏硬度系数；V每个炮眼设计的爆破体积，m3；q爆破单位体积所需的炸药量，0.20.35kg/m3；煤岩结构系数，一般取0.81.2，结构简单取小值、复杂取大值；煤层顶底板夹制系数，一般取0.851.3；e炸药换算系数，一般取11.3。表55 煤层厚度为34m、煤质较硬时爆破说明书爆破方式序号深度（m）水平角度（）垂直角度（）装药量（kg）炸药类型雷管型号装药方式连线方式起爆顺序浅孔爆破110150.3矿用炸药毫秒雷管正向连续装药串联深孔爆破21205518.431205518.4514 连续装药结构示意图 起爆顺序：为有利于巷道稳定性，每次只能起爆一排炮眼，
29、并且孔间采用多段毫秒电雷管和串联连线方式进行延时爆破，孔间按从放煤小眼到顶板的顺序依次起爆。 起爆顺序的时差：如果孔间的延发时间过长，在煤体内不能形成应变波叠加的影响效果；延发时间过短，前一排炮孔的最小抵抗线移动不足，不能提供有效自由面，在一定程度上会阻碍第二排抵抗线的移动。孔间的延发时间至今尚无理论上的计算方法，主要是根据实践经验确定： (56)式中：f-普氏系数； T-延发时间，ms,一般为2550； W-抵抗线； K-煤体抗裂特征系数，表明煤体在爆炸作用下，达到破裂时单位煤体储蓄所需获得的能量，一般为2040。(4) 打眼及钻具钻具由钻机、钻架、钻杆及小型配套器材组成。钻机：常用MZ-1
30、2或MSZ-12型煤电钻；钻架：常用XMJ或JMZ型煤电钻架。在打眼前要做好确定炮眼位置及倾角，固定钻架，校正钻进方向和安装钻具等准备工作。图5l5为使用XMJ型钻具打眼示意图。图515 XMJ型钻架打眼示意图1-XMJ钻架；2-普通煤电钻；3-长孔钻杆；4-手动钻进把手；5-后枕木；6-前枕木；7-方向仪打眼时要注意钻进方向，要求孔底的偏斜值不得大于2030mm。炮孔直径：3842mm。炮眼深度：孔底要留下一定厚度的煤柱以挡住上部采空区的垮落的矸石。巷道放顶煤井下工业性试验成功后，区段高度的增加到2030m时，为了进行打更长的松动爆破炮眼，可以选用重庆平山矿山机电设备有限公司生产的ZLJ-500煤矿用坑道钻机（图5-16），该钻机适用于岩层坚固性系数f8的各煤
