综采工作面过陷落柱及风巷架棚安全技术措施培训

综采工作面过陷落柱及风巷架棚安全技术措施培训勇于跨越追求卓越CONTENTS目录01工程概况与背景02陷落柱处理技术方案03风巷架棚施工技术04顶板管理与支护技术CONTENTS目录05施工安全保障措施06施工组织与管理07应急处理与案例分析08监测与验收标准01工程概况与背景01陷落柱地质特征分析陷落柱空间形态与规模陷落柱多呈椭圆形或不规则形态，如12106综采工作面陷落柱位于轨道顺槽切眼口53m-69m处；150105工作面一号陷落柱长约33米、宽约28米，三号陷落柱长约51米、宽约28米。02柱体物质组成与胶结特性柱体通常由灰岩、砂岩、泥岩及煤层碎屑等杂乱堆积而成，胶结程度差异较大。如2105工作面陷落柱柱体为砂泥岩块状杂乱胶结，胶结程度一般，有轻微片帮现象。03水文地质特征多数陷落柱不含水不导水，如X6陷落柱经钻探及物探未发现出水，有效隔水层厚度55-56米，突水系数0.053，属安全开采区；部分陷落柱揭露过程中无涌水和瓦斯超限现象。04对回采的影响区域陷落柱会影响工作面正常回采，如2105工作面陷落柱位于91#-92#支架之间，倾向坡度-8°～10°，回采方向坡度3°～7°，需特殊支护和回采工艺调整。巷道原支护状况风巷架棚段工程条件部分风巷原支护为锚网喷、工字钢联合支护，因压力大导致巷道高度不够、棚架变形严重，如12160风巷；东翼瓦斯抽放风巷顶板出现软岩，锚网喷支护不能满足安全需要。巷道规格参数以2301岩风巷为例，原断面B×H=3.5m×2.3m，扩架后毛断面4.7m×3.6m，净断面4.2m×3.32m；东翼瓦斯抽放风巷架棚段上口宽1800mm，下口宽2600mm，净高2200mm，净断面积4.84m²。地质构造特点风巷架棚段可能遇到顶板软岩、裂隙发育、小断层等地质问题，如1号回风巷上山施工时迎头出现裂隙和小断层，需改为架棚支护以增加支护强度。周边环境影响部分风巷距采空区较近，如12160风巷距12140采面采空区较近，压力较大；北三面回风顺槽从拉门点向北施工60m和120m后将在西翼胶带大巷及西翼轨道大巷上方通过，层间距离仅0.5m。顶板管理风险施工风险评估与重点难点

陷落柱区域顶板破碎易冒落，需采用板梁、菱形网及单体液压支柱加强支护；风巷架棚段存在空顶作业风险，最大控顶距需控制在1m以内。爆破作业风险

人工打眼放炮过陷落柱时，需严格执行"一炮三检"和三人联锁制度，装药量控制为1-2卷/眼，每次起爆不超过5个炮眼，防止瓦斯、一氧化碳超限。支护强度难点

陷落柱段支架初撑力需≥24MPa，风巷架棚采用29U型钢棚，棚距0.6-0.8m，卡缆螺母紧固力达200N·m，确保支护强度满足压力要求。设备安全风险

采煤机切割硬岩时易超负荷运行，需控制牵引速度1-2m/min；放炮前需用旧皮带保护支架立柱、高压水管及电缆，防止设备损坏。02陷落柱处理技术方案

采煤机直接切割工艺及参数

适用条件与前期准备适用于陷落柱岩体全部为软岩的情况。施工前需确认岩性松软，无坚硬夹层，并检查采煤机截齿、液压系统及运输机状态，确保设备完好。

切割与支护作业流程采用及时支护形式，采煤机每割5m必须停机移架，完成顶板支护后再推移刮板运输机，确保支护紧跟割煤工序，严禁空顶作业。

切割速度控制标准切割陷落柱软岩时，采煤机牵引速度应控制在1-2m/min，均匀缓慢通过，避免因速度过快导致设备过载或顶板失稳。

特殊情况顶板管理措施顶板破碎或煤壁片帮时，在每架支架顶梁上铺设1.0m长板梁（规格0.18m×0.2m），板梁下靠煤壁支设DW20/100型单体液压支柱；岩性极松软时加铺菱形网控顶。人工打眼放炮作业规范打眼前安全准备工作面刮板输送机和采煤机必须停电闭锁并挂停电牌板，打眼人员严禁站在刮板运输机内；严格执行敲帮问顶制度，先找掉活煤活渣；班长指定专人负责打眼工作，统一协调指挥。炮眼布置与参数要求采用三花眼布置方式，眼深不少于1.5m，眼距0.8m，炮眼与煤壁夹角约75°，与水平面夹角10°~15°；遇顶板破碎、淋水或压力大地段，装药量和一次起爆数量需视现场情况酌减。装药与起爆控制采用分组装药，装药量1-2卷/眼，一组装药必须一次起爆，每次拉炮数量不超过5个，必要时一次拉一炮；拉炮时间间隔不小于10min，确保瓦斯、一氧化碳及时疏散。安全防护与制度执行严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度；用旧皮带保护好工作面支架立柱、高压水管及电缆等设备；严禁降架放炮，放炮前支架初撑力不得小于24MPa，两巷超前单体支柱迎山有力且初撑力符合规定。

静态爆破技术应用要点静态爆破适用条件当陷落柱岩石硬度较大、采煤机负荷显著加重吃力时，停止采煤机切割，采用静态爆破技术。适用于无涌水和瓦斯超限的干陷落柱，如2105工作面91-92#支架间揭露的砂泥岩块状杂乱胶结陷落柱。

无声破碎剂施工工艺对硬岩进行打眼，装入无声破碎剂使岩石涨裂，然后采用风镐、撬棍等工具刺挖剥离碎裂岩石。施工时需严格控制装药量和破碎剂配比，确保破碎效果的同时避免对周边支护造成影响。

安全控制要求爆破前需对工作面支架、设备进行保护，确保支架初撑力符合规定。爆破后加强顶板管理，及时维护顶板及煤墙，观测瓦斯涌出量和导水情况，岩性变化时立即采取对应措施。

陷落柱段支护方式选择采煤机直接切割支护适用于岩体全部为软岩的情况，采用及时支护形式，采煤机每割5m停机移架支护顶板，推移刮板运输机。切割速度放缓，确保运输机平稳运行，陷落柱段两侧平缓过渡，严禁出现台阶。

人工打眼放炮支护当岩石变硬采煤机无法通过时采用。严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，用旧皮带保护设备。炮眼布置为三花眼，眼深不少于1.5m，眼距0.8m，装药量1-2卷/眼，每次拉炮数量不超过5个，顶板破碎地段酌减。

静态爆破支护针对硬度较大岩石，采用打眼装无声破碎剂涨裂岩石，再用风镐、撬棍剥离。过陷落柱期间采高调整至1.7-1.85m，乳化液泵站压力不低于31.5Mpa，顶板破碎或片帮时及时拉超前架管理。

复合支护技术应用在煤体与陷落柱结合段及全岩段，采用锚网索配合π型钢梁（工字钢）、单体液压柱复合支护。π型钢梁长4.8m，单体液压柱为DW31.5-200/100型，顶部冒落处用道木、木板接顶背实，相邻钢梁用U型钢配合锚索固定。03风巷架棚施工技术U型棚与工字钢棚选型U型棚选型适用条件适用于围岩不稳定、压力较大的巷道，如2301岩风巷采用“U29”型钢棚支护，棚距0.6m，卡缆每棚6付，卡子螺母紧固达到200N·m，可有效增强巷道抗压能力。工字钢棚选型适用条件常用于需要临时或复合支护的场景，如东翼瓦斯抽放风巷采用11#工字钢架棚，巷道净断面积4.84m²，背板间距200mm，配合锚网支护提升断面稳定性。选型参数对比U型棚如29U型棚净宽5m、净高3.5m，搭接长度450mm；工字钢棚如11#工字钢长4.8m，配合DW31.5-200/100型单体液压柱，排距1m，根据巷道岩性及压力选择。

架棚支护参数设计01U型钢棚基本参数采用29U型钢棚，净宽4.2m-5.0m，净高3.32m-4.3m，棚距0.6m-0.8m，梁腿搭接长度450mm-500mm，每棚卡缆6-8付，铁拉杆3-4根，卡子螺母紧固力不低于200N·m。

02工字钢棚参数要求选用11#或12#工字钢，梁长2.6m-4.8m，棚距0.4m-0.7m，柱窝深度200mm-500mm，底板松软时需穿鞋，背木间距不大于500mm，帮顶铺设菱形网或钢筋笆片。

03复合支护参数规定锚网索配合型钢梁+单体液压柱支护，锚索规格Φ17.8×8400mm，锚杆间排距900×900mm-1000×1000mm，单体液压柱初撑力不低于24MPa，型钢梁间距1m，交替布置U型钢固定。

施工工艺流程与标准综采工作面过陷落柱施工工艺流程安全检查→敲帮问顶→采煤机截割/打眼放炮/静态爆破→临时支护→移架支护→推移刮板运输机→瓦斯及顶板观测→煤质管理。

风巷架棚施工工艺流程安全检查→打眼放炮→敲帮问顶→临时支护→出矸→放中腰线→挖柱窝→上棚梁→加固→背板充填→质量验收。

过陷落柱施工标准采煤机截割软岩牵引速度控制在1-2m/min；炮眼布置采用三花眼，眼深不少于1.5m，眼距0.8m，装药量1-2卷/眼；支架初撑力不小于24MPa，乳化液泵站压力不低于31.5MPa。

风巷架棚施工标准U型棚棚距0.6-0.8m，梁腿搭接长度450-500mm，卡缆每棚6-8付，柱窝深度200-500mm；背板间距不大于200mm，背帮背顶严密，棚架垂直偏差不超过±60mm。

临时支护与永久支护结合技术临时支护的关键作用与技术要点临时支护是保障施工安全的第一道防线，必须严格执行敲帮问顶制度，及时处理活煤活渣。采用锚网支护或前探梁等方式，确保空顶距离不超过规定，如综掘机切割后立即伸前探梁支护，最大控顶距控制在1米以内。

永久支护的材料选择与参数要求根据地质条件选择合适支护材料，如U29型钢棚、11#工字钢等，棚距通常为0.6-0.8米，柱窝深度不小于200mm。锚杆支护时，锚杆间排距按设计执行，如900×900mm，预紧力矩需达到设计要求，确保支护强度。

复合支护技术的应用场景与操作规范在破碎带或陷落柱区域，采用锚网索配合π型钢梁（工字钢）、单体液压柱的复合支护。例如，在煤体与陷落柱结合段，两排支护中部增加一组π型钢梁配合单体液压柱，排距1米，顶部用木板接顶背实，相邻钢梁用U型钢和锚索固定。

支护转换与质量控制要点从临时支护向永久支护转换时，需确保支护强度逐步过渡，如架棚前先进行临时支护加固，架棚后及时背帮背顶，卡缆螺母紧固力矩达到200N·m。施工中严格控制棚距、搭接长度等参数误差，如梁腿搭接长度500mm，误差不超过-30mm。04顶板管理与支护技术

超前支护设计与施工要求回风顺槽超前支护参数采用3排单体柱和4米∏型梁支护，第一根柱距上帮500mm，第二根柱距第一根柱1000mm，第三根柱距下帮500mm，排距0.8米，误差±100mm，支柱初撑力90KN。

运输顺槽超前支护参数采用3排单体柱和4.5米∏型梁支护，第一根柱距上帮500mm，第二根柱距第一根柱2300mm，第三根柱距下帮500mm，排距0.8米，误差±100mm，支柱初撑力90KN。

复合支护设计要求煤体与陷落柱结合段采用锚网索配合π型钢梁（工字钢）、单体液压柱复合支护，在两排支护中部增加一组π型钢梁（工字钢）配合单体液压柱支护，支护排距1m，顶部冒落处用道木、木板接顶背实。

超前临时支护措施施工前在巷道中心线左右1.5m处分别打两组φ22×2500mm锚杆，每组间距2.5m，用4个卡缆作为悬吊点将两根长4.5m的11#工字钢托住作为前探梁，利用前探梁先上顶梁再栽棚腿，确保最大控顶距不超过1.0m。破碎顶板控制措施超前支护强化回风顺槽采用3排单体柱和4米∏型梁支护，运输顺槽采用3排单体柱和4.5米∏型梁支护，排距0.8米±100mm，支柱初撑力不低于90KN，确保超前支护强度。临时支护规范采煤机每割5m停机移架及时支护；顶板破碎时，在支架顶梁上增设1.0m板梁，板梁下支设DW20/100型单体液压支柱，岩性极软时铺设菱形网控制顶板。复合支护应用陷落柱与煤体结合段采用锚网索+π型钢梁（工字钢）+单体液压柱复合支护，排距1m，顶部冒落处用道木、木板接顶背实，相邻钢梁用U型钢配合锚索固定。爆破作业控制采用多打眼少装药方式，炮眼深度1.0m，循环进尺0.8m，每次起爆不超过15个炮眼；顶板破碎地段酌减装药量，必要时一次拉一炮，间隔不小于10min，确保瓦斯、一氧化碳及时疏散。支护质量验收标准

巷道断面尺寸标准净宽误差为0~+80mm，净高误差为0~+100mm，确保满足通风、运输及行人安全要求。

支架安装质量标准棚距误差±100mm，梁腿搭接长度不小于450mm，卡缆螺母紧固力矩达到200N·m，架棚迎山角6°~8°迎1°。

支护材料质量标准工字钢无弯曲变形，坑木直径不小于18cm，背板规格为长1.2m×宽0.1m×厚0.05m，金属网搭接宽度不小于100mm。

支护强度验收标准单体液压支柱初撑力不小于90KN，支架初撑力不小于31.5MPa，锚杆预紧力矩符合设计要求，确保有效控制顶板。

背帮背顶质量标准背木间距不大于500mm，荆芭、川杆铺设严密，无空帮漏顶现象，壁后充填饱满密实。05施工安全保障措施瓦斯与粉尘防治技术瓦斯浓度实时监测与报警过陷落柱期间需加强瓦斯浓度监测，爆破后瓦斯、一氧化碳需及时疏散，拉炮时间间隔不得小于10min，杜绝超限报警事故。爆破作业瓦斯防控措施严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，放炮前检查瓦斯浓度，确认安全后方可起爆，防止瓦斯积聚引发爆炸风险。粉尘综合治理技术采用湿式打眼降低粉尘产生，煤尘大时及时洒水灭尘；回采期间人工拣出矸石，黄泥分装分运，减少粉尘扩散。通风系统优化保障确保工作面通风良好，风速满足规定要求，及时稀释瓦斯和粉尘浓度，为施工创造安全作业环境。爆破作业安全管理

爆破前准备与检查打眼前必须对工作面刮板输送机和采煤机停电闭锁并挂停电牌，打眼工严格执行敲帮问顶制度，找掉活煤活渣。采用湿式打眼，煤尘大时及时洒水灭尘，班长指定专人负责统一协调指挥。

炮眼布置与装药要求炮眼采用三花眼布置，眼深不少于1.5m，眼距0.8m，与煤壁夹角约75°，与水平面夹角10°~15°。分组装药，装药量1-2卷/眼，一组装药必须一次起爆，每次拉炮数量不超过5个，顶板破碎地段酌减，必要时一次拉一炮。

爆破安全防护措施严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，用旧皮带保护好工作面支架立柱、高压水管及电缆等设备。放炮前确保工作面支架初撑力不小于24MPa，两巷超前单体液压支柱迎山有力且初撑力符合规定，顶板破碎时加强支护。

爆破后安全管理每次拉炮后必须先维护好顶板方可继续作业，拉炮时间间隔不小于10min，确保瓦斯、一氧化碳及时疏散。爆破后检查爆破效果，处理危岩活石，确认安全后再进行后续工序，严禁在未处理安全隐患情况下作业。

机电设备安全防护设备停电闭锁与挂牌管理打眼前，工作面刮板输送机和采煤机必须停电闭锁，并挂好停电牌板，严禁在未停电闭锁状态下进行打眼作业。

设备防护措施放炮前，需用旧皮带保护好工作面支架立柱、高压水管以及电缆等设备，防止放炮损坏。

乳化液泵站压力控制过陷落柱期间，乳化液泵站压力不得低于31.5MPa，确保支架支护强度。

设备运行状态监测过陷落柱期间，加强对采煤机、运输机等设备运行状态的监测，发现异响、异常负荷等情况立即停机检查处理。

人员操作安全规范01作业前安全检查制度进入作业面必须执行敲帮问顶，清除活煤活矸；检查支护、设备、瓦斯浓度，确认安全后方可作业，严禁空顶作业。

02爆破作业安全规程严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度，装药前停电闭锁设备，放炮前保护好支架、电缆，一次起爆不超过5个炮眼，间隔≥10分钟。

03支护作业操作要求架棚时先设临时支护，棚梁与柱腿搭接长度≥450mm，卡缆紧固力矩达200N·m，背帮背顶严实，柱窝深度≥200mm且落在实底。

04设备操作安全规定采煤机切割软岩速度≤2m/min，过陷落柱时每割5m停机移架；打眼时严禁站在刮板输送机内，发现异常立即停钻处理。

05现场监护与应急处置队长跟班指挥，安全员每班巡查支护质量；遇瓦斯超限、顶板冒落等险情，立即撤离人员并启动应急预案，严禁冒险作业。06施工组织与管理岗位职责与分工

现场管理岗位职责综采队队长需现场跟班，统一指挥过陷落柱及风巷架棚施工，及时处理现场安全隐患，确保施工安全。安全监督岗位职责安全员每班巡视作业现场，检查支护质量与强度，发现隐患立即通知处理，并监督整改过程。技术指导岗位职责矿管理人员及技术人员需深入现场，提供过陷落柱及架棚技术指导，解决施工中的技术问题。施工操作岗位职责打眼工、支护工等作业人员严格执行敲帮问顶、支护操作等规程，确保按技术措施施工，保障自身安全。施工进度计划与控制施工进度计划编制原则以安全为前提，结合陷落柱规模、岩性及风巷架棚工程量，合理划分施工阶段，明确各工序衔接时间，确保计划的可行性与安全性。过陷落柱进度计划根据陷落柱长轴、短轴尺寸及采用的过柱方式（如采煤机直接切割或人工打眼放炮），设定每日推进度，如软岩段每日推进5-8m，硬岩段每日推进2-3m。风巷架棚进度计划按棚距0.6-1m，每日架设5-8棚，考虑支护材料运输及临时支护时间，合理安排日作业循环，确保架棚质量与进度同步。进度控制措施实行跟班队长现场指挥，每日召开进度分析会，对滞后工序及时调整资源配置；采用小循环作业，如炮掘循环进尺0.8-1.0m，确保工序紧凑。进度保障机制提前储备支护材料（如U型钢棚、单体液压支柱），确保设备（采煤机、综掘机）完好率；加强与地测部门沟通，及时获取陷落柱延展数据，动态调整计划。

材料管理与质量控制支护材料选型标准根据地质条件选择材料：陷落柱过柱段可选用DW20/100型单体液压支柱、1.0m×0.18m×0.2m板梁及菱形网；风巷架棚采用29U型钢棚（净宽5m×净高3.5m）、11#工字钢（长4.8m），确保强度匹配围岩压力。

材料进场检验要求执行材料检验制度：钢材需进行外观检查（无裂纹、锈蚀）及力学性能试验，锚杆预紧力矩符合设计要求，U型钢卡缆螺母紧固力达到200N·m，所有材料需具备合格证明并建立追溯记录。

现场存储与使用规范材料分类存放于干燥通风处，避免受潮锈蚀；架棚用背板（规格1200mm×100mm×50mm）需整齐码放，使用前检查完整性；临时支护材料（如前探梁、单体柱）需定期检修，确保备用状态良好。

质量验收与追溯机制建立三级验收制度：施工班组自检、技术部门复检、监理终检，重点检查棚距（误差±100mm）、柱窝深度（≥200mm）及背板间距（≤200mm）；材料使用记录需关联工程部位，实现质量问题可追溯。07应急处理与案例分析

常见事故应急处置流程冒顶事故应急处置立即停止作业，组织人员撤离至安全区域；由跟班队长现场指挥，安全员检查顶板情况，采用前探梁或单体液压支柱进行临时支护；对冒落区进行木垛接顶，逐步清理矸石，恢复巷道畅通。

瓦斯超限应急处置立即切断工作面电源，停止生产，撤离人员至新鲜风流处；通风部门加大风量，监测瓦斯浓度，采用风障引导风流稀释瓦斯；待瓦斯浓度降至1%以下，经检查确认安全后方可恢复作业。

片帮事故应急处置作业人员立即撤离至支架掩护下，停止采煤机及运输机运行；对片帮区域进行敲帮问顶，清除活矸；采用单体液压支柱配合板梁进行补强支护，煤壁挂网防止二次片帮。

放炮事故应急处置爆破后检查有无盲炮、瓦斯超限及支护损坏情况；发现盲炮立即设置警戒，由专业爆破工按规定处理；对受损支架进行修复，确认安全后恢复施工，严格执行“一炮三检”和三人联锁放炮制度。01陷落柱处理典型案例12106综采工作面采煤机直接切割过陷落柱案例该陷落柱位于12106轨道顺槽切眼口53m-69m处，岩性为软岩。采用采煤机直接切割方式通过，每割5m停机移架及时支护，切割速度放缓，顶板破碎或煤壁片帮时，在每架支架顶梁上增设1.0m板梁及单体液压支柱（dw20/100型），必要时铺设菱形网控制顶板，确保运输机平稳运行。022105综采工作面静态爆破过陷落柱案例工作面91-92#架间揭露陷落柱，柱体为砂泥岩块状杂乱胶结。当岩石硬度大煤机负荷加重时，采用打眼装无声破碎剂涨裂岩石，再用风镐、撬棍剥离。采高调整至1.7-1.85m，严格控制煤质，人工拣出矸石，加强顶板管理及瓦斯、涌水观测，乳化液泵站压力不低于31.5Mpa。03150105综采工作面打眼放炮过陷落柱案例该工作面遇三个陷落柱，内含灰岩、砂岩等。当岩石变硬采煤机无法通过时，采用打眼放炮方式。炮眼布置为三花眼，眼深不少于1.5m，眼距0.8m，与煤壁夹角约75°，与水平面夹角10°~15°。严格执行一炮三检和三人联锁放炮制度，分组装药，装药量1-2卷/眼，每次拉炮不超过5个，间隔不小于10min，并用旧皮带保护设备。

架棚施工事故案例分析支护材料失效导致坍塌事故某矿风巷架棚施工中，使用不合格11#工字钢，其抗弯强度未达到设计要求，在巷道压力作用下发生棚梁断裂，导致顶板冒落，造成2人受伤。经检测，该批次工字钢屈服强度仅为235MPa，低于标准的345MPa。

临时支护缺失引发片帮事故某工作面风联巷回棚作业时，未按规定使用前探梁进行临时支护，直接进行架棚作业，煤帮突然片帮，将1名作业人员埋压。事故调查显示，该巷道当时空顶距达1.5m，远超规定的0.8m最大控顶距。

违章爆破损坏支护结构事故某矿在风巷扩架U型棚施工中，爆破时未对已架设的29U型钢棚进行有效保护，导致冲击波将3架棚体震歪，棚腿位移达200mm，造成巷道局部垮塌。该事故违反了“放炮前必须保护好支架立柱及电缆”的规定。

柱窝深度不足导致棚架倾倒事故某矿东翼瓦斯抽放风巷架棚时，柱窝深度仅100mm，未达到设计的200mm要求，且未穿靴，在顶板压力作用下棚腿下沉，导致整架倾倒。现场检查发现，该段巷道底板为软岩，未采取加强柱窝稳定性措施。08监测与验收标准

施工过程监测技术顶板动态监测采用顶板离层仪监测顶板下沉量，每5m设置一个监测点，实时记录数据，当下沉量超过50mm时立即采取加固措施。

支护应力监测在支架立柱安装应力传感器，监测初撑力及工作阻力，确保支架初撑力不小于24MPa，发现压力异常及时调整支护参数。

瓦斯与一氧化碳监测在陷落柱区域及风巷架棚段设置瓦斯传感器，报警浓度≤0.8%，一氧化碳传感器报警浓度≤24ppm，每30分钟记录一次数据。

围岩变形监测采用测杆或收敛仪监测巷道两帮移近量，过陷落柱期间每日监测2次，架棚段每小班监测1次，移近量超过100mm时停止作业并处理。工程质量验收流程

分项工程自检施工班组对过陷落柱支护参数（如支架初撑力不小于24MPa）、架棚规格（如U29型钢棚净宽4.2m±80mm）等进行现场实测，填写自检记录并签字确认。项目部复检技术人员复核支护材料质量（如11#工字钢无弯曲变形）、施工工艺合规性（如爆破作业执行“一炮三检”），重点