岩脚田煤矿度瓦斯治理方案.docx
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岩脚田煤矿度瓦斯治理方案
水城县阿戛乡岩脚田煤矿
2014年度瓦斯治理方案
水城县阿戛乡岩脚田煤矿
二〇一三年十二月十日
说明
为认真贯彻执行“先抽后采，监测监控，以风定产”的瓦斯治理十二字方针和“以抽为主，抽放治本”的瓦斯治理原则，结合矿井2014年度生产作业计划，制定我矿2014年度瓦斯治理方案。
一、概况
1、矿井概况：
岩脚田煤矿位于水城县城南东方向，直距水城县城约15km。
隶属水城县阿戛乡管辖，地理坐标为：
东经105°04′11″—105°05′06″，北纬26°25′28″—26°26′32″。
岩脚田煤矿经阿戛乡-马场乡的500m乡村公路与水黄公路相通，距滇黔铁路滥坝火车站约19km。
至水城县城30km，因此，区内交通较方便，详见交通位置图（图1-1）。
2、地形地貌
本区地势为南西高北东低，最高点位于井田南西部，海拔高1543.1m，最低点位于井田北东部百车河河谷，海拔高1176.6m，最大相对高差366.5m。
地形切割较大，沟谷发育，井田总体为构造剥蚀的低中山地貌。
由于井田内地形相对较陡。
龙潭组含煤地层多被第四系、滑坡等坡积物覆盖。
百车河河谷为井田内最低点，标高+1176.60m，为本井田最低侵蚀基准面。
3、含煤地层
据区域资料及钻孔资料：
我矿本区含煤地层为长兴组和龙潭组.
长兴组厚度66.20-75.66m，平均71.16mm。
仅含2-5层不稳定的煤层或煤线，虽浅部有老窑开采，但据深部钻孔揭露均不可采，属区内局部含可采煤层，无开采价值。
龙潭组为本区主要含煤地层，厚度278.20-313.86m，平均299.23m。
含煤10-35层，一般15层左右，煤层全层总厚17.47-25.57m，平均20.75m，含煤系数为6.93%；含全区可采及大部可采8层，可采煤层厚度4.32-10.16m，平均9.11m，可采含煤系数为3.04%。
根据岩性及其组合、沉积特征分为三段：
龙潭组含煤层情况
地层
煤层总计
可采煤层
代号
平均厚度（m）
层数
平均厚度
（m）
含煤系数
（%）
层
数
平均厚度
（m）
含煤系数
（%）
P3l
299.23
10-35
25.75
8.61
8
9.11
3.04
P3l3
123.83
5-14
8.49
6.86
5
6.30
5.09
P3l2
106.75
3-15
2.36
2.21
1
0.96
0.90
P3l1
68.92
2-3
1.85
2.68
2
1.78
2.58
上段（P3l3）：
B2底界至18号煤层底界。
厚度115.81-128.29m，平均123.83m。
含煤5－14层，一般6层左右，煤层全层总厚7.21-9.77m，平均8.49m，含煤系数为6.86%；含可采煤层5层（5、8、15、17、18号），可采煤层厚度5.41-8.11m，平均6.30m，可采煤层含煤系数5.09%。
中段（P3l2）：
18号煤底界至31号煤顶界。
厚度95.58-115.30m，平均106.75m。
含煤3-15层，一般10层左右，煤层总厚1.98-3.91m，平均2.36m，含煤系数为2.21%；含可采煤层1层（20号），可采煤层厚度0.63-1.56m，平均0.96m，可采煤层含煤系数0.90%。
下段（P3l1）：
31号煤顶界至B5底界铝土质泥岩。
厚度57.30-78.21m，平均68.92m。
含煤2-3层，一般2层，煤层总厚1.37-3.11m，平均1.85m，含煤系数为2.68%；含可采煤层2层（31、33号），可采煤层厚度1.37-3.11m，平均1.78m，可采煤层含煤系数2.58%。
龙潭组可采煤层主要分布情况：
上段含可采煤层最多（5层），其次为下段（2层），最差为中段（1层）。
从煤层厚度看，煤层可采厚度主要分布在龙潭组上段和下段剖面内，以中段含煤最差。
5号煤层
位于龙潭组上段上部，是本区主要可采煤层，全区可采，层位稳定，煤层采用厚度变化不大，平均厚度1.58m，属中厚煤层，煤层相对较稳定。
顶板岩性：
为灰色、浅灰色泥质粉砂岩、细砂岩、泥岩，平行层理发育，含少量黄铁矿，产植物化石碎片。
底板岩性：
为深灰色、灰色泥岩，局部为粉砂岩，含大量植物叶化石。
8号煤层
位于龙潭组上段上部，层位稳定，厚度变化不大，全区可采，平均厚度0.94m，属薄煤层。
该煤层有时含夹矸，所有见煤点有两孔含一层夹矸，其余均未含夹矸。
顶板岩性：
为深灰色粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，水平纹理及波状层理，产植物碎片化石。
底板岩性：
为深灰色泥岩、粉砂质泥岩，伪底为中厚层状粉砂岩，产植物根茎化石。
15号煤层
位于龙潭组中段下部，层位稳定，属大部可采煤层，煤层采用厚度变化较大，在202孔为零点。
平均厚度0.94m，属薄煤层。
该煤层为总体为单一煤层，所有见煤点只有101孔含一层0.38m夹矸，其余未含夹矸。
顶板岩性：
主要为深灰色、灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩，水平纹理及波状层理。
底板岩性：
为深灰色泥岩，局部为粉砂质泥岩，产植物根茎化石。
17号煤层
位于龙潭组中段下部，层位稳定，煤层采用厚度变化不大，全区可采煤层，平均采用厚度均在1.43m。
属中厚煤层，全区可采，层位稳定。
该煤层为单一煤层，所有见煤点均未含夹矸。
顶板岩性：
主要为深灰色粉砂质泥岩，局部为泥质粉砂岩，波状层理及交错层理，含菱铁质。
底板岩性：
主要为灰色、深灰色泥质粉砂岩、细砂岩，交错层理发育，产植物化石碎片。
18号煤层
位于龙潭组中段底部，层位稳定，煤层厚度有一定变化，全区可采，平均厚度2.37m，属中厚煤层。
均为单一煤层。
除西部的101、201孔厚度较薄（推测受构造影响），其余钻孔厚度均大于1.30m，属井田发育最好的煤层。
顶板岩性：
主要为深灰色粉砂质泥岩，个别为泥质粉砂岩，产大量植物化石。
底板岩性：
为深灰色、灰色粉砂质泥岩、泥岩或泥质粉砂岩，小型交错层理，产植物化石。
20号煤层
位于龙潭组中段中部，煤层采用厚度变化不大，全区可采，总体上从西至东煤层采用厚度有变厚之趋势。
该煤层为单一煤层，据现有资料均无夹矸。
顶板岩性：
主要为灰色粉砂质泥岩、泥岩，局部为泥质粉砂岩，产少量植物化石。
底板岩性：
主要为深灰色、灰色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部为泥灰岩，产植物化石及动物化石。
31号煤层
位于龙潭组下段顶部，煤层采用厚度变化大，全区可采，平均厚度0.99m，属中厚煤层。
该煤层总体为单一煤层，所有见煤点除201孔含一层0.50m的夹矸外，其余均未见夹矸。
顶板岩性：
主要为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、泥岩及粉砂岩。
底板岩性：
顶部0.10－0.60m为含根泥岩。
上部为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩；下部为深灰色灰岩。
33号煤层
位于龙潭组下段中部，煤层采用厚度变化小，见煤点采用厚度均在1.30m以下，厚度较稳定，总体上从北西至南东煤层采用厚度有变厚之趋势。
该煤层为单一煤层，所有见煤点均无夹矸。
顶板岩性：
主要为灰色泥岩、泥质粉砂岩，局部见灰岩，含黄铁矿结核，产植物化石碎片。
底板岩性：
主要为灰色、深灰色为粉砂质泥岩泥岩，局部为粉砂岩产植物碎片。
4、矿井瓦斯涌出量
根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2011]833号）文件《对六盘水市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》。
岩脚田煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.26m3/min，相对瓦斯涌出量未标注（新建矿井）；鉴定结论本矿井瓦斯等级为突出矿井。
5、煤与瓦斯突出危险性
根据“黔安监管办字[2007]345号《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》”，该矿地处突出危险矿区，如未作煤与瓦斯突出鉴定，按突出矿井设计和管理。
该矿未作煤与瓦斯突出鉴定，按突出矿井设计和管理。
6、煤尘爆炸性
对5、8、15、17、18号煤层作煤尘爆炸性试验，结合煤矿2007年9月20日由贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的煤尘爆炸性鉴定报告（恒鉴【MB】字第（070213）号）鉴定结果，井田范围内煤尘有爆炸性危险。
煤尘爆炸性试验成果表
煤层
编号
工业分析（%）
爆炸性试验
爆炸性结论
Mad
Ad
Vdaf
火焰强度（mm）
岩粉量
（%）
5
2.90
1.57
19.16
80
80
煤尘有爆炸性
8
1.00
27.95
27.23
100
60
煤尘有爆炸性
0.62
20.90
24.70
>400
60
煤尘有爆炸性
15
0.64
23.64
24.84
100
40
煤尘有爆炸性
17
1.19
15.96
16.61
30
60
煤尘有爆炸性
1.01
23.10
20.73
20
10
煤尘有爆炸性
18
0.57
21.83
24.33
30
30
煤尘有爆炸性
试验表明全区范围内煤尘有爆炸性，影响煤尘爆炸的因素较多，本区为富甲烷煤层，煤在开采过程中将产生煤尘，建议在矿井的开采过程中，应该采取必要的措施，防止煤尘爆炸事故的发生。
故矿井按煤层煤尘有爆炸性进行设计。
7、煤层自然发火倾向性
根据贵州省煤田地质局一四二队2009年6月提交的《贵州省水城县阿戛乡岩脚田煤矿补充勘查与资源/储量核实报告》对5、8、15、17、18煤层作煤炭自燃倾向性试验，参考煤矿依据2007年9月20日由贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提交的煤尘爆炸性鉴定报告（恒鉴【MZ】字第（070213）号）结果鉴定结果，全硫含量在0.31-2.29%，煤吸氧量0.62-0.72cm3/g。
煤的自燃倾向性等级表
煤层
编号
工业分析（%）
比重
全硫
St,d
煤吸氧量（cm3/g）
自燃倾向分类
Mad
Ad
Vdaf
5
2.90
1.57
19.16
1.57
2.09
0.67
Ⅱ级
8
1.00
27.95
27.23
1.54
1.45
0.62
Ⅱ级
0.62
20.90
24.70
1.45
2.29
0.69
Ⅱ级
15
0.64
23.64
24.84
1.44
0.31
0.66
Ⅱ级
17
1.19
15.96
16.61
1.80
2.14
0.72
Ⅱ级
1.01
23.10
20.73
2.21
0.62
Ⅱ级
18
0.57
21.83
24.33
1.80
2.22
0.70
Ⅱ级
注：
Ⅰ级：
容易自燃Ⅱ级：
自燃Ⅲ级：
不自燃
根据上述分析显示，各可采煤层的自燃倾向性等级均为Ⅱ级（自燃）。
8、老窑及采空区
井田内老窑主要沿含煤地层出露一带分布，主要开采上部煤层，生产规模较小，多属季节性开采。
开拓方式为平峒或斜井，小煤矿以矿灯照明，放炮采煤，机械通风、排水，坑木支护，顶板坚固的不支护或极少支护。
开采巷道，一般在斜深50－100m左右，个别的达到200m，现已全部关闭。
所产煤炭主要供当地民用，井田内现无其它生产小煤矿。
井田周边较大的生产小煤矿有两家：
井田南部的天宗煤矿、北西部的捡材沟煤矿，生产能力均为15万吨/年。
经调查访问，捡材沟煤矿在浅部掘进过程中遇多条断层，对煤矿的开采影响较大；天宗煤矿井田内断层稀少，但有一定的小褶曲，对煤矿的开采影响不大。
9、矿区境界及技改前煤矿生产状况
1）矿区境界
据贵州省国土资源厅2009年3月23日颁发的《采矿许可证》，（副本）证号5200000920189，贵州省国土资源厅文件黔国土资储备字〔2009〕250号“关于《贵州省水城县阿戛乡岩脚田煤矿补充勘查及资源储量核实报告》评审备案证明”及黔国土规划院储审字[2009]152号“《贵州省水城县阿戛乡岩脚田煤矿补充勘查及资源储量核实报告》矿产资源储量评审意见书”。
岩脚田煤矿井田范围为一规则的长方形，由四个拐点坐标圈定，东西长约1523m，南北宽约1108m，平面面积1.6858km2，开采标高1000-1360m。
其拐点坐标见表1-1-1。
表1-1-1 岩脚田煤矿采矿权范围拐点坐标表
拐点
X
Y
1
2923913.00
35506975.00
2
2925021.00
35506982.00
3
2925021.00
35508500.00
4
2925913.00
35508500.00
面积及开采标高（m）:
面积:
1.6858km2开采标高:
1360—1000m
2）技改前矿井开采现状
岩脚田煤矿始建于1996年,年产原煤1万吨,1996年－2001年12月期间为无证开采，主要开采5（原26号）煤层，开采资源量约1万吨，2001年12月，办理了正式采矿许可证，设计年生产能力3万吨，主要开采17、18（原17、16）煤层，2002年初至2002底之间开采量约为3.1万吨，2003年经技改后，采用斜井开拓方式，井下矿车运输，地面为汽车运输，走向长壁采煤法，钻孔爆破、人工攉煤，实际生产能力已经超过3万吨/年，从2003年至2004年9月间开采3.5万吨；2004年至2007年10月开采了9万吨，2007年10月至2007年12月开采1万吨，2007年至今在整改中，无开采量。
二、瓦斯抽放系统：
我矿现有高、低负压各一套瓦斯抽放系统。
型号均为2BEA-353，电机功率为110KW。
高负压主管路直径为325mm无缝钢管，支管路为319mm无缝钢管，分管路为150mm无缝钢管。
1151运输巷采用319mm无缝钢管管路已接到工作面，1170南瓦斯抽放巷、1190南瓦斯抽放巷采用319mm无缝钢管接到位进行连抽。
三、通风系统：
我矿井以主、副斜井进风、回风斜井为总回风构成的中央并列式通风系统。
主扇选择二台FBCDZNo19型防爆轴流式通风机，配用电机型号为YBF2315L2-82×110kw、转速740r/min、125.2A、660v，风量26-82m³/s，风压2824-1015Pa。
一台工作，一台备用。
2014年度矿井不同时期的需风量计算
根据《煤矿安全规程》及有关规定，矿井需风量应按井下同时工作的最多人数和按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和分别计算，并选取其中的最大值。
1、按井下同时工作的最大班下井人数计算。
Q矿=4×N·K矿通=4×72×1.25=360m3/min=6m3/s
式中：
Q矿—矿井总供风量，m3/s；
N—井下同时工作的最多人数，按72人计算；
K矿通—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，考虑本矿井前期采用中央并列式通风，取K矿通=1.25。
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。
Q矿进=（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐+Q其他）·K矿通
式中：
ΣQ采—采煤实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ掘—掘进实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ硐—独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；
ΣQ其它—矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；设计矿井为中央并列式通风，取K矿通=1.25。
（1）采煤工作面的风量确定
采工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡工作面瓦斯涌出量要求，并考虑工作面气温、风速以及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值。
经分析和计算认为，本矿井地温不高，采工作面人数配备40人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。
1）按瓦斯涌出量：
Q采＝100×q采×kc
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/s；
q采——回采工作面绝对瓦斯涌出量。
经前预测，回采工作面相对瓦斯涌出量为5煤层，其回采工作面的相对瓦斯涌出量为20.54m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.67m3/min，本矿井按突出设计，工作面抽放率取60%，则风排瓦斯量为11.67×0.4%=4.67m3/min。
kc——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，本设计取kc＝2。
据上式计算Q采=100×4.67×2=934m3/min=15.57m3/s
2）按工作面温度计算
Q采＝60·Vc·Sc·Ki=60×0.8×5.85×1=280.8m3/min=4.68m3/s
式中：
Vc——工作面风速，取0.8m/s；
SC——采煤工作面平均有效断面，按最大控顶距4.2m、最小控顶距3.2m，采高1.58m，平均断面为：
5.85m2；
Ki———工作面长度（本矿120m）系数，取1。
3）按工作面人员数量计算
Q＝4×N＝4×40＝160m3/min＝2.66（m3/s）
式中：
Nc—采煤工作面同时工作的最多人数，40人；
4）按风速验算
0.25＜Q采/S采＝15.57/5.85＝2.66＜4（m3/s）
式中：
S采——工作面有效断面积，m2。
根据上述计算，设计炮采工作面取最大值15.57m3/s。
（2）掘进工作面的风量确定
掘进工作面的实际需要风量，应按照冲淡掘进工作面涌出的瓦斯，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。
本矿井地温不高，掘进工作面人数≤10人，掘进工作面一次起爆的炸药用量≤6kg，影响掘进工作面的实际需要风量的主要因素是瓦斯涌出量和局部通风机吸入风量。
1）按瓦斯涌出量计算：
掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：
Q掘=100q*k=100×0.77×2=144m3/min=2.4m3/s
式中：
q绝——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，本次通风设计按全风压进行设计，经前预测计算结果取最大值得：
0.77m3/min；
K——瓦斯涌出不均衡系数，取2
2）按局部通风机吸入风量计算
掘进工作面选用FBDNC型2×22kW局部通风机配阻燃、抗静电胶质风筒压入式通风。
Q掘＝Qf×I+0.25×S掘=5.5×1+0.25×7.1=7.28m3/s
式中：
Q局——掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进面选用FBDNC型2×22kW局部通风机，风量3.1～5.5m3/S。
取最大吸入风量取5.5m3/s；
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进面使用1台局部通风机，I＝1台；
S掘——掘进工作面断面积，7.1m2；
3）按炸药使用量计算
Q＝25A＝25×6=150m3/min=2.5（m3/s）
式中：
A——掘进工作面一次最大炸药消耗量，取6kg。
4）按工作面人员数量计算：
Q＝4N＝4×10＝40m3/min＝0.67（m3/s）
式中：
Nc—掘进工作面同时工作的最多人数，10人；
5）按风速验算：
根据《煤矿安全规程》规定岩巷掘进工作面的风量应满足：
9×Sj≤Q掘≤240×Sj
根据上述计算得Q掘=1.06～28.4m3/s，
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
根据上述计算得Q掘=1.78～28.4m3/s，
式中：
Sj—掘进工作面巷道过风断面，7.1m2；
掘进工作面需风量计算最大值为7.28m3/s，按风速验算均满足要求。
（3）硐室风量
中央变电所、水泵房位于进风风流中，采用全风压并联通风，无需单独配风，投产初期矿井无独立配风的硐室。
（4）其它巷道
底板瓦斯抽放巷按5m3/s配风。
（5）其它行人维护巷道需风量
按采煤、掘进、硐室的总和的8%进行配风。
Q其它=（15.57+7.28×2+5×2）×8％=3.21m3/s。
（5）矿井总风量确定
根据以上通风设计原则和开拓开采布置，通过分析、比较，开采5煤层时，1151回采工作面投产时通风阻力最小，确定该时期为通风容易时期；开采5煤时，1152回采工作面生产时期通风阻力最大，为通风困难时期。
投产时期、通风容易时期、困难时期均只有1个回采工作面和2个掘进工作面同时生产，另有两条需要另外配风巷道，无独立通风峒室，故需风量按下列公式计算：
Q＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q它）×k通
式中：
∑Q采、∑Q掘、∑Q硐、∑Q它——分别为采煤工作面、掘进工作面、独立通风硐室及其它行人维护巷道所需风量总和，m3/s；
k通——通风系数，抽出式通风时k通取1.25。
Q＝（15.57+2×7.28+5×2+3.21）×1.25＝54.18（m3/s）
取55m3/s
1按风速验算
主（副）井：
Q主/S主＝55/9.3＝5.91＜8（m/s）
回风井（不作提升用）：
Q回/S回＝55/10.5＝5.24＜15（m/s）
Q＝55m3/s符合要求。
式中：
Q主、Q副、Q回——主井、回风井风量，m3/s；
S主、S副、S回——主井、回风井断面，m2。
②需风量确定
根据《煤矿安全规程》规定，按以上计算结果取最大值，通风容易及通风困难时期时期需风量为54.18m3/s，取55m3/s。
四、矿井监测监控系统：
1、安全监测监控系统
为确保安全生产、提高矿井治理瓦斯灾害的装备水平，矿井安全监测装置选用煤炭科学研究总院重庆分院研制的KJ90NA型一套。
地面中心站配有监测主机、传输接口、打印机、等设备。
该系统能实时连续地监测井下环境安全参数，监测参数可长期连续存储并自动进行统计分析。
系统监测的有害参数超限时，能自动报警，井下分站能可靠地实现瓦斯闭锁功能。
地面中心站设在监控室，中心站配置监控系统一套，型号：
KJ2000-N；配置监控主机KJ2000-N台，数据库服务器2台；图形工作站1台（可选配4屏或2屏多屏模式）；KJJ46数据通信装置2台；LQl600K或喷墨打印机1台；山特2KVA在线不间断电源1台；DHX90避雷器1套；10/100M自适应网络集线器1台；可配接多达255台远程网络终端，实现在不同地点监控信息的远程实时共享。
软件运行平台为WIN98/2000/2003环境，通过Ethernet以太局域网组成全网络化环境，协议支持标准TCP/IP等。
2、回采工作面传感器配置
在工作面运输巷设置一台甲烷传感器、回风巷各设置一台甲烷传感器，当工作面气体浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。
选型及配置见表5-4-2。
表5-4-2回采工作面传感器参数
甲烷传感器
设置地点
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
CH4％
CH4％
CH4％
采煤
工作面
进风巷
≥0.5
≥0.5％
＜0.5
工作面及其进回风巷内全部非本质安
全型电气设备。
工作面
≥1.0
≥1.5
＜1.0
回风巷
≥0.8
≥0.8
＜0.8
3、掘进工作面传感器配置
局部通风机均设瓦斯电闭锁装置，且在掘进工作面及其回风巷各一台设置甲烷传感器，当掘进工作面瓦斯浓度达到以下数值时，分别进行报警、断电、复电。
详见表5-4-3。
表5-4-3掘进工作面传感器参数
甲烷传感器设置地点
报警浓度
断电浓度
复电浓度
断电范围
CH4％
CH4％
CH4％
掘进
工作面
工作面
≥1.0％
≥1.5％
＜1.0％
掘进巷道内全部非本质安
全型电气设备。
回风巷
≥0.8％
≥0.8％
＜0.8％
4、其它地点传感器配置
在回风井中设置甲烷传感器、风速传感器、压力传感器，在中央变电所设置温度传感器，在各主要风门处设置风门开关传感器，在工作面设置
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