3号煤层采区轨道巷掘进作业规程.docx
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3号煤层采区轨道巷掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
3号煤层采区轨道巷掘进工作面。
二、掘进目的及用途
满足矿井3号煤层的运输、通风、行人、管线敷设等需要。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度：
1253.60m。
首先按照1-1断面施工193.6m（巷道坡度3‰）见煤后，按照2-2断面施工1060.00m（巷道坡度5.61°-12.38°）。
服务年限：
26年
四、预计开竣工时间
本掘进工作面预计2013年4月中旬开工，2013年11月底完工。
附图1-1：
3号煤层采区轨道巷平面图
第二节编写依据
一、设计图及批准时间
1、《3号煤层采区轨道巷平、断面图及工程量表》图号为S1768-116-01,编制时间2013年3月。
2、《3号煤采掘工程平面图》。
二、地质说明书及批准时间
《山西沁源梗阳煤业有限公司3号煤层采区轨道巷地质说明书》，批准时间为2013年3月10日。
三、其它编写依据
（一）《煤矿安全规程》（2011版）；
（二）《煤矿建设安全规范》（AQ1083-2011）；
（三）《煤矿井巷工程质量验收规范》（GB50213-2010）；
（四）《煤矿井巷工程施工规范》（GB50511-2010）；
（五）《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009—94；
（六）《简明建井工程手册》及已审批的《施工组织设计》；
（七）《3号煤层采区轨道巷掘进作业规程》（2012年12月8日）；
（八）其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程、规定。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见附表2-1。
附表2-1井上下对照关系情况表
水平、采区
首采区
工程名称
3号煤层采区轨道巷
地面标高/m
＋1464～＋1472
井下标高/m
＋1235～＋1200
地面相对位置建筑物及其他
该掘进工作面地面位置位于副斜井井口东南1100～2300m的范围内，地表为山脉和山沟。
井下位置
及四邻
采掘情况
该掘进工作面井下位置位于井田中部，3号煤位于山西组底部，煤层厚度0-1.30m，尚未开拓开采。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
（一）瓦斯
根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年8月提交的“山西沁源梗阳煤业有限公司矿井3、6号煤层瓦斯涌出量预测报告”和山西梗阳投资（集团）有限公司文件梗发[2011]2号“关于对《山西沁源梗阳煤业有限公司矿井3、6号煤层瓦斯涌出量预测报告》的批复”，矿井以90万t/a年产量开采3、6号煤层时，矿井最大相对瓦斯涌出量为6.46m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为12.23m3/min。
属瓦斯矿井。
（二）煤尘爆炸性
根据山西省地质矿产局二一三实验室2010年5月提交的该矿煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告，3号煤火焰长度为40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为50%，3号煤层的煤尘具有爆炸性危险。
（三）煤的自燃倾向性
根据山西省地质矿产局二一三实验室2010年5月提交的该矿煤芯样煤自燃倾向性、煤尘爆炸检测报告，3号煤层煤的吸氧量为0.65cm3/g，3号煤煤的自燃倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层。
（四）地温地压
该区位于沁源详查勘探区北部，依据《山西省沁源县详查勘探地质报告》地温测试成果，该区属地温正常区。
附表2-2煤层顶底板情况
附表2-2煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板情况
岩石名称
厚度
岩性特征
老顶
粉砂岩
4m
灰黑色，薄层状，局部夹细砂岩薄层，含植物化石。
f＞5。
直接顶
泥岩
12m
泥岩为灰黑色，平坦状断口，含黄铁矿、菱铁矿结核,主要成分为泥质及其它陆降碎屑物质泥质胶结。
f=3-4。
直接底
细砂岩
3m
深灰-灰色，石英为主，富含暗色矿物，次棱角状-次圆状，分选性中等。
f＞6。
老底
泥岩
10.05m
泥岩为灰黑色，平坦状断口，含黄铁矿、菱铁矿结核,主要成分为泥质及其它陆降碎屑物质泥质胶结。
f=3-4。
附图2-1：
3号煤层采区轨道巷预想地质剖面图
附图2-2：
3号煤层采区轨道巷综合柱状图
第三节地质构造
根据地质精查勘探资料，井田总体为走向北西，波状起伏的褶皱构造与断层构造发育。
王和南断层以北为走向NW的单斜构造，断层以南为轴向NE-SW的宽缓背斜构造，地层倾角8-23°，平均倾角＜15°，王和南断层从井田中南部沿北东向通过。
由于断层落差在0-270m之间，断层附近落差小于5m附生断层发育，对巷道的施工有影响。
根据物探资料和钻探揭露，推断对本工作面有影响的断层如下:
构造名称
走向（°）
倾向（°）
倾角（°）
性质
落差（m）
对掘进影响程度
王和南断层
N60°E
SE
75
正断层
180～350
影响较大
附生断层
NE
SE
75
正断层
5～10
影响较大
第四节水文地质
一、水文地质条件
3号煤层采区轨道巷掘进工作面井下位置位于井田中部，水文地质类型为裂隙岩溶类简单矿床,影响掘进的含水水源主要为3号煤顶底板砂岩水、裂隙水、石灰岩水。
1.顶板砂岩水：
中细砂岩平均厚11.5m,下距3煤25m，富水性不均一，为弱含水层。
巷道掘进时会有少量砂岩水以滴水或淋水的形式涌出。
2.底板砂岩水：
底板砂岩厚平均3m，上距3煤3m，富水性不均一，有少量砂岩水以底板渗水的形式涌出。
根据地质精查勘探报告提供的水文地质资料顶、底板砂岩正常涌水量3.1m3/h，最大涌水量5.7m3/h。
3.石灰岩水:
K2、K3、K4石灰岩含水层,K2石灰岩平均厚度15m，K3石灰岩平均厚度4.5m，K4石灰岩平均厚度3.5m,K4石灰岩上距3煤最近,距离为38m。
岩溶裂隙发育,富水性弱。
根据《防治水管理规定》中巷道底板隔水层厚度计算公式：
t=L（
-γL）／4KP
式中：
t安----安全隔水层厚度（m）
L----巷道底板最大宽度（m）取5
r-----隔水层岩石容重（MN/m3）取0.0245MN/m3
Kp----隔水层岩石的抗张强度（MPa）取0.0588MPa
P-----隔水层底板承受的水头压力（MPa）
H—隔水层底板承受的水头压力（tf/m3）
P=2Kpt2/L2+rt
t----隔水层厚度（m），K4到隔水层厚度38m
L----巷道底板最大宽度（m）取5.0
r-----底板隔水层岩石的平均容重（MN/m3）取0.0245MN/m3
Kp----底板隔水层岩石的平均抗拉强度（MPa）取0.0588MPa
P-----隔水层底板承受的水头压力（MPa）
P=2×0.0588×382/52+0.0245×5=7.04
将参数代入上式得：
t=36.1m
经计算掘进时安全隔水层厚度为36.1m，小于K4实际隔水层厚度38m，该巷道掘进时不受K4石灰水威胁。
4、断层水：
施工中会受到王和南断层、附生断层的影响，落差均大于5米，揭露前应进行钻探探查，必要时进行注浆加固，以防断层导水。
5、老空水：
8号、9号、10号、11号、12号采空区位于井田西北，原甲国营王和煤矿范围内，为9+10号煤层采空区，采空区面积26899m2、10350m2、41076m2、10083m2、7070m2，积水量为2300m3、900m3、1700m3、1000m3、1000m3。
3号、4号采空区位于井田西北原甲义晟煤业有限公司矿井范围内，为6号煤层采空区，采空区面积分别为32238m2、52318m2；积水量为1700m3、2550m3。
5号、6号、7号采空区位于井田西北原甲义晟煤业有限公司矿井范围内，为9+10号煤层采空区，采空区面积分别为15971m2、22784m2、11756m2，积水量为1100m3、1400m3、700m3。
1号、2号采空区位于井田外西南部，为贾郭煤矿采空区，层位分别为1号采空区为1号煤层、2号采空区为3号煤层，采空区面积分别为651419m2、84272m2，积水量为5400m3、2700m3。
以上老空区只提供了大体的位置，具体位置有待于进一步查明，对掘进的影响不详，因此在掘进过程中，有掘必探，严格执行探放水制度。
6、无封孔不良钻孔，不受封孔不良钻孔水威胁。
7、在掘进工程中执行“有掘必探、先探后掘”的原则，执行探60m，掘进30m。
探水时要有专项的探放水安全技术措施。
二、防治水措施：
1.工作面掘进过程中要坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。
加强构造附近（断层、裂隙发育带、褶曲轴部等）、冲刷带附近水情的探查，发现异常情况及时撤离受水威胁地点的人员，同时汇报调度室，经分析无水害威胁后，方可恢复掘进。
2.掘进期间加强对王和南断层富水性的探查，探明其影响程度，采取相应的措施，预防水害的发生。
3.在未采取探查、注浆加固等防治水措施之前，严禁巷道直接揭露三灰含水层和落差大于15m断层。
4.巷道接近预计的断层构造带时，要进行导富水性探查。
5.排水设施完善，排水能力满足安全生产的要求。
6.矿井防治水害的原则，本矿井直接充水含水层含水性弱，一般不可能产生水害事故，对矿井产生突水事故的主要可能为老窑、采空区积水，开采靠近时应引起注意，并在井下采煤时，掌握突水征兆，其征兆有以下几点：
（1）煤层发潮发暗，正常情况下煤层是干燥光亮的，当有水渗入时，使之潮湿变暗，说明附近有积水。
（2）煤壁出汗，煤层是隔水的，当煤层附近和其上方存在有积水，使得煤壁温度低于巷道空气温度，在冷热交换作用下而出汗。
（3）工作面温度低，迎头必有积水区，当煤层渗透进水后，吸收热量而使工作面温度降低。
（4）煤壁挂红毒气增生，注意积水老窑，积水年久，煤质变松，裂隙面生锈，由于积水年长日久，水渗入裂隙中挤出气体，这些气体如硫化氢、沼气等在未采掘前被迫压缩于裂隙中，巷道开拓后，获得释放，溢水巷道。
上述突水征兆一经呈现，应立即报告有关部门及时组织查明情况，以便及早采取有效措施，妥善处理。
7、在老空区积水区布置工作面或巷道时，要加强监测和探放、抽放水工作，避免产生突水，形成水害。
8、发现透水预兆必须停止作业，采取措施，并向调度室报告。
9、经常清挖井下水仓，保证水仓有足够的容量。
10、配备足够的排水设施，并确保能正常使用。
第五节影响巷道施工的主要因素及范围
一、影响巷道施工的主要因素及影响范围
（一）巷道掘进老空水、断层导水为主要水害危险源,施工中必须坚持“有掘必探”制度，探60m掘30m。
（二）巷道顶板为主要危险源,施工中要及时进行支护防止顶板冒落。
（三）当巷道过断层或破碎段时另行制定相关安全技术措施，确保安全生产。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
3号煤层采区轨道巷掘进工作面井下位置位于井田中部，巷道掘进工作面底板标高为：
+1235m处开始，按方位角153°,施工248.6m后，按方位角183°，施工69m后，再按照方位角153°，施工1005m至工程界限。
第二节矿压观测
一、观测对象：
3号煤层采区轨道巷
二、观测内容：
用LDZ-100型锚杆拉力计、TG型锚杆预紧力检测仪（扭力矩扳手）、MSY-180锚索张拉机具（张拉千斤顶）对顶帮锚杆的锚固力、预紧力及顶、两肩窝锚索的锚固力实施抽查检测。
在顶帮设标记观察点，用钢尺实测量巷道表面位移，即两帮相对移近量。
具体观测内容见下表。
表3-2矿压观测内容、目的及手段
序号
观测项目
观测目的
测试手段
1
锚杆锚固力
检查锚杆打设质量
LDZ-100型锚杆拉拔仪
2
锚杆预紧力
检查锚杆安装质量
TG型扭力矩扳手
3
锚索锚固力
检查锚索安装质量
MSY-180锚索张拉机具
4
两帮相对移近量
两帮移近量
在标记点间用钢尺量
三、观测方法
（一）锚杆锚固力检测抽样率为1%，每300根顶（帮）锚杆抽样一组（3根）进行检查。
不足300根时，按300根考虑。
抽测时只做非破坏性拉拨，锚杆锚固力≥50KN。
若发现1根锚杆不合格，应在其附近200mm处补打一根，并再抽样一组（3根）；若仍不符合要求，则必须调查其原因，并积极采取相应的处理方法和防范措施。
（二）锚杆预紧力检测：
每小班进行抽样，抽样率为30%，锚杆预紧力矩设计为不小于100N·m。
若其中一根锚杆不合格，采用风动扳手将其螺母重新拧紧即可；若有2根或2根以上不合格，本班应将其所安装锚杆的螺母重新拧紧一遍，直至达到设计要求。
（三）锚索锚固力检测：
掘进过程中，每班打设的锚索要张拉机具进行加压安装。
张拉时发现锚固不合格的锚索，必须立即在其附近300mm处补打合格的锚索，或者用拉张机具将不合格的锚索拔出，用钻机将原来的钻孔重新钻进一遍，用压风吹净粉尘、残渣，重新安装锚索。
（四）两帮相对移近量监测：
施工过程中，对巷道表面位移情况设专人及时进行观测。
工作面掘出50m后设一组检测断面，两组检测断面间的距离为20m，每组检测断面设4个检测点，即拱顶、底板及两帮腰线处各设1个，每5d检测一次，并将检测结果记入专用记录本中备查，每个检测点自设立之日起，连续检测时间不少于60d。
四、数据处理
由本队当班验收员在现场采集数据，并由技术人员将采集的数据进行记录。
第三节支护设计
一、巷道断面
3号煤层采区轨道巷1-1断面为直墙半圆拱形，2-2断面为矩形巷道。
均采用锚网索喷联合支护形式。
断面规格如下：
1、1-1断面为直墙半圆拱形，参数如下：
B掘进=3700mmB净=3500mm
H掘进=3350mmH净=3250mmH墙=1500mm铺底200mm
S掘进=11.22m2S净=10.06m2水沟侧基础深450mm,另一侧基础深200mm。
2、2-2断面为矩形，参数如下：
B掘进=4000mmB净=3800mm
H掘进=3300mmH净=3200mm
S掘进=13.5m2S净=12.16m2水沟侧基础深450mm,另一侧基础深200mm。
3、水沟：
水沟布置在巷道掘进方向的右帮，水沟荒断面（宽×深）500mm×400mm，净（宽×深）300mm×350mm。
二、支护方式
（一）临时支护
轨道暗斜井3号煤层采区轨道巷施工临时支护采用4根DWB-30/100系列轻型单体液压支柱作为临时支护。
支柱排距1.5m，间距0.9m。
为单体液压支柱必须穿鞋带帽。
液压支柱与顶板之间用长×宽×厚=500×（150～200）×（50～100）木板足顶加牢。
掘进爆破后要及时使用单体液压支柱，在其掩护下出矸、挂网、打设锚杆。
（二）永久支护
3号煤层采区轨道巷采用锚、网、索、喷联合支护方式。
按悬吊理论计算锚杆参数：
1.锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2（式3-3-1）
式中：
L—锚杆长度，m；
H—冒落拱高度，m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1—锚杆锚入稳定岩层的深度，一般按经验取0.5m；
L2—锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.05m；
其中：
H1=
=
=0.46m（1-1断面），H2=
=
=0.5m（2-2断面）
（式3-3-2）
式中：
B—巷道开掘宽度，取3.7m（1-1断面）和4.0m（2-2断面）；
f—岩石坚固性系数，取4；
由上式计算得出：
L1=2×0.46+0.5+0.05=1.47m
L2=2×0.5+0.5+0.05=1.55m
设计锚杆长度取L=2.0m。
经以上计算，锚杆长度达到1.55m即可满足需要。
2.锚杆间距、排距计算：
设计时令间距、排距均为a，则
a=
（式3-3-3）
式中：
a—锚杆间排距，m；
Q—锚杆锚固力，75KN/根；
H—自然平衡拱高度，取0.5m；
R—被悬吊砂岩的容重，岩巷取25.5KN/m3；
K—安全系数，一般取K=2；
由上式计算得出：
a=
=1.71m
经以上计算锚杆间、排距最大可达到1.71m。
设计锚杆间、排距取a=0.8m。
3.树脂锚固剂数：
L锚=
（式3-3-4）
式中:
Ф卷—树脂锚固剂直径，Ф卷=23mm；
L卷—树脂锚固剂长度，L卷=350mm；
L锚—锚固剂充填长度，取L锚=950mm；
Ф孔—杆孔直径，Ф孔=28mm；
—树脂锚固剂卷数；
d—锚杆直径，取20mm。
则：
=364800/185150=1.97支
设计树脂锚固剂数取
=2支。
4.锚杆直径校验：
按杆体强度与锚固力相匹配的原则确定杆体直径。
额定锚固力为：
P锚=π×Ф孔×σ′×L锚（式3-3-5）
式中：
Ф孔—锚杆孔径，取28mm；
σ′—锚固剂与孔壁之间的粘结强度：
取1.45Mpa；
L锚—锚固剂长度,取950mm；
由上式计算得出：
P锚=121109.8N
杆体采用高强度螺纹钢材料，则其直径应满足：
π×d2×σs/4≥P锚（式3-3-6）
式中：
d—杆体直径；
σs—杆体屈服强度，取580Mpa；
由上式计算得出：
d=16.31mm
经以上计算锚杆直径达到16.31mm即可满足要求。
设计锚杆直径取d=20mm。
5.锚索长度计算：
L2=KH2+L1+L2（式3-3-7）
式中：
L2—锚索长度，m；
H2—自然平衡拱高度，岩巷取0.6m；
K—安全系数，一般取K=2；
L1—锚索锚入稳定岩层的深度，一般按经验取1.0m；
L2—锚索在巷道中的外露长度，一般取0.3m；
则：
L2=2×0.6+1+0.3=2.5m
设计锚索长度取L2=6.3m。
6.锚索间距、排距计算：
设计时令间距、排距均为a2，则
a2=
（式3-3-8）
式中：
a2—锚索间排距，m；
Q—锚索设计锚固力，100KN/根；
H2—自然平衡拱高度，取0.5m；
R—被悬吊砂岩的容重，煤层取25.5KN/m3；
K—安全系数，一般取K=2；
a2=
=1.98（m）
设计锚索间排距a2=1.6m。
通过以上计算得之，现场采用以下支护形式
1.锚杆：
采用Φ20×2000mm螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm，每根锚杆配用1支K2335与1支Z2360树脂药卷，锚杆托盘规格：
150mm×150mm×10mm的钢托板。
2.锚索：
锚索采用Φ15.24mm、长6300mm的钢绞线（一排两根），每根锚索配用1支K2360与1支Z2360树脂药卷，锚索托板采用250mm×250mm×15mm的钢托板，锚索排距为1600mm。
3.金属网：
采用Φ6mm的钢筋加工而成，金属网1000mm×2000mm，网格100mm×100mm，网与网采用搭接方式，搭接长度100mm，并用14#铁丝双股绑扎，绑扎间距不大于200mm。
4.喷砼支护：
喷射砼强度C25，厚度150mm。
混凝土配合比重量配合比为水泥∶砂∶石子=1∶1.53∶2.4，水灰比为0.42，速凝剂掺量为水泥用量的2.5～4%。
使用标号不低于P.O42.5普通硅酸盐水泥，砂为纯净的中粗河砂，石子为粒径5-10mm的碎石。
附图3-1：
3号煤层采区轨道巷断面布置图
附图3-2：
3号煤层采区轨道巷断面支护图
附图3-3：
3号煤层采区轨道巷临时支护图
第四节支护工艺
一、支护材料
1.锚杆：
Φ20×2000mm螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm，每根锚杆配用1支K2335与1支Z2360树脂药卷，锚杆托盘规格：
150mm×150mm×10mm的钢托板。
2.锚索：
锚索采用Φ15.24mm、长6300mm的钢绞线（一排两根），每根锚索配用1支K2360与1支Z2360树脂药卷，锚索托板采用250mm×250mm×15mm的钢托板，锚索排距为1600mm。
3.金属网：
采用Φ6mm的钢筋加工而成，金属网1000mm×2000mm，网格100mm×100mm，网与网采用搭接方式，搭接长度100mm，并用14#铁丝双股绑扎，绑扎间距不大于200mm。
4.喷砼支护：
喷射砼强度不低于C25，厚度100mm。
速凝剂掺量为水泥用量的2.5～4%，使用标号不低于P.O42.5普通硅酸盐水泥，砂为纯净的中粗河砂，石子为粒径5-10mm的碎石，所有的水泥、骨料（石子、砂子）的质量必须经实验室试验合格后方可使用，喷射混凝土的配合比符合实验室提供的配比，水泥、外加剂必须有出厂合格证。
二、支护工艺及要求
（一）锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，要先敲帮问顶，一人监护，一人操作，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、危岩，确认安全后、方可开始工作；按照中、腰线严格检查巷道断面规格，不符合设计要求时，必须先进行处理；打眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，眼向误差不得大于15度。
眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钎子上做好标志，严格按规定长度打眼。
锚杆眼打好后，应将眼内的岩渣、积水清理干净。
打眼时，必须在前探梁的保护下操作。
打眼的顺序，应按由外向里、先中间后两边，先拱（顶）部后墙（帮）部的顺序进行。
2、安装锚杆
安装前，应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔前方不得有人。
吹完眼后，先把树脂药卷按规定的数量、规格逐块放进眼口，用锚杆顶住药卷，轻轻逐块送至眼底，启动锚杆机将药卷边推进边搅拌。
搅拌时间快速药卷为20～25s，中速药卷为25～30s。
搅拌充分后，停止搅拌约30s，待树脂药卷凝固后慢慢将锚杆机退下，装上锚盘，用力矩扳手或风动扳手拧紧螺母，保证托盘能压紧、压正金属网紧贴巷道岩（煤）壁面。
每班交接班时，由验收员使用LDZ-100锚杆拉力计对锚杆质量进行验收，锚杆抗拔力必须达到75KN以上，锚杆扭矩必须达到100N·m。
工艺流程：
定眼位→打眼→吹眼→装药卷→搅拌→凝固→紧固
（二）锚索支护工艺
1、打设锚索眼
够锚索排距，及时打设锚索。
按设计定出眼位，采用风动锚杆机，B19中空六棱套钎，Φ27羊角钻头打眼，锚索孔深入煤岩层顶板坚硬稳定岩层不少于1.0m。
眼孔够深后，开大水门，来回串钎，将孔内的煤（岩）粉冲洗干净。
2、安装锚索
将锚固剂用锚索送入眼底，使锚索顶住锚固剂，用带有专用搅拌器的锚索钻机旋转推进锚索，将锚索旋入锚固剂并对其进行搅拌（搅拌时间控制在20～35s），直至锚索达到设计深度。
停止搅拌后，必须继续保持锚索钻机的推力约3min后，方可撤去钻具，然后再安装托盘及锁具。
待15min后，再对锚索进行加压，达到设计预应力（预应力不小于100KN）后迅速换向回程，最后卸下张拉千斤顶（注意用手接住，避免坠落），完成锚索安装。
工艺流程：
定孔位→钻孔→装填3支树脂药卷→插入钢绞线将锚固剂送至眼底→拧上搅拌器→连续搅拌25～30s→松下锚索机→药卷凝固后上好锚索盘及锁具→穿上千斤顶开启油泵涨拉至设计拉力。
（三）喷砼支护工艺及要求：
1.准备工作
（1）检查锚杆安装和钢筋网铺设是否符合设计要求，发现问题及时处理。
（2）两侧墙基础应按设计尺寸挖够。
（3）清理喷射现场杂物，接好风、水管路，输料管路要平直、不得有急弯，接头要严密、不漏风，严禁使用非抗静电的
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