久发煤矿+83m E+206mE三夹槽采区设计.docx
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久发煤矿+83mE+206mE三夹槽采区设计
萍乡市南坑镇久发煤矿
（+183mＥ--+207mＥ水平三夹槽）
采
区
设
计
单位：
南坑镇久发煤矿
日期：
2012年3月
第一章、矿井概况……………………………………………………..2-6
第二章、采区巷道布置和采煤工艺…………………………...6-7
第三章、风量计算………………………………………….………..8-10
第四章、采区设备及劳动组织………….………..………11-13
第五章安全技术措施…………………………..….14-27
矿井采区设计
第一章：
概况
第一节：
基本概况；
久发煤矿+183mE-+207mE水平三夹槽采区为新规划采区，采区主要巷道布置在三夹槽岩层中，在形成大系统后，沿煤层的走向布置一个掘进工作面，在采煤工作面形成后，采用走向长臂采煤法，采煤工艺为爆破采煤。
采区运输上山、回风上山均布置在岩层中。
采区总进风巷、总回风巷均布置在岩层底板中，距煤层底板垂直距离5m，煤层底板岩层稳定，属于中等稳定性岩层
第二节：
采区范围内煤层、地质赋存条件
（一）采区地层
煤矿开采范围内出露有第四系（Q4）三叠系上统安源组紫家冲段（T3a1）;下统大冶组（T1d）;二叠系上统乐平组上老山亚段（P212-3）;中老山亚段（P212-2）;下老山亚段（P212-1）:
官山段（P211）;二叠系下统茅口组（P1m）等地层单位。
久发煤矿开拓方式为平硐+暗斜井，采用中央并列抽出式通风，矿井平硐水平为+207m，目前生产水平标高+163mW，主要开采煤层为三叠系上统紫家冲组紫家冲段（下煤组）硬子槽（三夹槽）。
可采煤层平均厚度为1.6-2.0米，采煤方法为走向短壁式采煤法。
采用风钻打眼，爆破及风镐落煤，刮板运输机运输，人工装载，绞车提升。
﹙二﹚、水文地质条件
2009年10月由江西省工程物探新技术公司编制了《萍乡市芦溪县南坑镇久发煤矿电法探测含水体文字说明》，探明了开采范围内的含水体赋存情况及分布范围，查明了矿方指定范围内5块含水体分布范围以及埋深。
2010年9月又由江西省工程物探新技术公司编制了《萍乡市芦溪县南坑镇久发煤矿含水体探测文字说明》，本次探测发现了开采范围内5块含水体或含水裂隙带，圈定了含水体或含水裂隙带平、剖面图位置。
其中；+183E三夹槽采区范围内存在5号水体，标高为H;185.1m---165.1m，水体相对较大，在作业过程中必须做到有凝必探，先探后掘。
综上所述矿区水文地质条件较简单:
主要含水层为P1m茅口灰岩和安源组紫家冲段下部之底部砾岩，其间有三叠系下统大冶组地层阻隔，二个煤系地层之间没有水力联系；本区断裂构造不发育，井下未见因构造原因而出现的涌水现象。
各含水层又远离可采煤层，对煤层开采无影响，矿井主要充水因素为大气降水，通过地表裂隙和老窿向矿井充水，矿区属裂隙充水为主，开采水文地质条件简单的类型。
﹙三﹚、开采技术条件
1、煤层顶底板
矿山的所有煤层的直接顶、底板都以粉砂岩为主，其次是泥岩和砂岩。
直接顶厚度一般为4～7米，直接底厚度一般为3～8米，具有伪顶和伪底的各占32%和33%。
伪顶和伪底多为炭质泥岩，厚度在0.2～1米之间。
顶底板的岩石物理力学性质见下表。
采煤方法为走向长壁法，斜切爆破采煤。
井巷支护方式有木支架、金属棚。
至今矿山未发生冒顶事故。
顶底板岩石物理力学性质表
岩性
抗压强度（Mpa）
硬度（f）
比重（t/m3）
细砂岩
76.3～123.5
95.0
6.71
2.61
2.4～2.86
粉砂岩
53.4～68.3
60.8
4.12～5.4
页（泥）岩
29.0～30.4
29.7
3.74
炭质页岩
8.8
1.23～2.7
1.9～2.8
煤
0.18～0.495
1.5～1.9
据上可知矿区内矿体围岩较为稳定、完整，以半坚硬岩组为主，局部有软弱夹层，岩石力学强度中等，地质构造中等，工程地质条件属中等。
2、瓦斯
根据2010年度萍乡市煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（赣煤行管字[2010]197号）：
该矿瓦斯绝对涌出量为0.73m3/min，相对涌出量8.48m3/t，二氧化碳相对涌出量为15.55m3/t，鉴定结论：
属低瓦斯矿井。
3、煤尘爆炸性：
根据江西正源矿用设备安全检测站2008年5月20日经鉴定：
三夹槽煤层水份Mad：
3.47%，灰分Aad：
45.63%，挥发分Vdaf：
14.63%，火焰长度10mm。
结论：
该煤样煤尘没有爆炸性。
详见《煤尘爆炸性鉴定报告》。
4、煤自燃倾向性：
根据江西正源矿用设备安全检测站2009年5月28日经鉴定：
5、煤层全硫St·ad：
0.44%，其相对密度d·TRD：
1.77；吸氧量1.03m3/g，结论：
自燃倾向为不易自燃煤层，详见《煤自燃倾向性鉴定报告》。
6、地温：
根据现有地勘资料，恒温带温度10米16.9℃，20米16.7℃，30米16.7℃，40米17℃，不同水平温度：
+30米20℃；130米22℃；400米31℃。
根据以上资料本矿+200米稳定在20℃左右。
矿井温度正常。
7、矿山开采技术条件小结
据上述对久发煤矿水文地质、工程地质、环境地质等开采技术条件的分析，本矿矿区范围区域稳定性较好，煤系地层岩石绝大部分物理力学性能较好，较致密、坚硬，抗风化能力较强，节理不发育，不易产生滑坡、泥石流等地质灾害。
工程地质条件中等。
矿井为低瓦斯矿井，煤层没有自然倾向，煤尘没有爆炸性，环境地质条件简单。
矿区以裂隙充水为主，矿井开采水文地质条件简单，综合评定久发煤矿开采技术条件为：
以工程地质问题为主要影响因素的中等矿床（Ⅱ-2型）。
第三节采区生产能力
根据上级行业领导部门规定，我矿两掘一采。
由于过去长期采用非正规方法采煤，工序繁琐、工人劳动强度大，产量低、成本高，又因煤价偏低，工价偏高，工人流动性大，难招收等因素。
为此我矿在+183E-+207mE水平三夹槽采区布置走向短臂工作面。
该采区工业储量为70m*70m*1.8*1.35=1.2万吨，可采储量为1.08万吨，按每月3000吨计算，可采期为0.43年。
第二章采区巷道布置和采煤工艺
第一节采区巷道布置和施工顺序
该采区布置+183mＥ--+207mＥ标高之间，从平硐大巷已开门沿大槽底板岩层布置轨道下山，长度为93米、沿三夹槽底板布置回风上山，长度为90米。
轨道下山主要用于运输和进风，回风上山主要用于回风。
轨道下山转平后布置采区车场和运输平石门，且已从运输平石门做三夹槽底板联络巷与三夹槽回风上山贯通，形成了采区通风系统。
在+163mW1111大巷与+163mW2114石门贯通西边形成通风系统后，该回风上山则可作为进风上山，方可布置+183mＥ--+207mＥ标高采区。
施工循序：
由于我矿采区轨道下山、回风上山及运输平石门、联络巷等早已形成，所以+183mＥ--+207mＥ标高新采区施工顺序为：
从三夹槽上山+183mE处开门，掘+183mE三夹槽底板大巷85米，再施工三夹槽底板回风上山95米与+207mＥ大巷贯通。
当+183mＥ--+207mＥ形成负压后，从+183mＥ底板大巷内35米处掘石门或天眼揭煤，沿煤布置运输顺槽和切割。
同时，在+207mＥ三夹槽大巷布置石门或天眼揭煤，见煤后沿煤做风桥与+207mW回风巷贯通，再做工作面回风巷与+183mＥ--+207mＥ工作面切割贯通，形成+183mＥ--+207mＥ标高区段完整的负压通风系统。
第二节采煤工艺
根据煤层的赋存情况和现有开采技术条件，回采工作面采用走向短壁采煤法，工作面支护采用液压支架与铰接顶梁配套进行支护，工作面一日一个正规循环，循环进度2.0m。
回采工艺：
打眼放炮----出煤支架----移输送机----永久支护----放顶回柱
第三节顶板管理
矿井可采煤层顶板多以粉砂岩和炭质泥岩为主，抗压强度小，遇水膨胀，节理裂隙发育，层间结合力较弱，属易冒落顶板，井田煤层顶底板属于稳固性较差的类别。
为此，采用全部垮落法管理顶板。
2、端头支护
工作面端头采用11#工字钢梁配合DZ28-25/100G型单体液压支柱支护，采用“四对八梁、一梁三柱”。
3、超前支护
工作面运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用DZ18-25/100单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁加强支护,超前支护20m范围内采用双排单体液压支护。
第三章、风量计算
一、回采工作面风量计算：
（1）按瓦斯绝对涌出量计算
Q=100*Q*R=100*0.73*1.5=109.5（m3/min）
式中：
Q——瓦斯绝对涌出量
R——通风备用系数取1.5
（2）按小班最多出勤人数计算
Q=4N=4*28=112（m3/min）
式中：
N------每班最多出勤人数,取28人。
（3）按一次最大炸药消耗量计算
Q=25*A=25*1.95=48.75（m3/min）
式中：
A——是一次最大炸药消耗量
（4）按工作面最佳温度计算
采煤工作面应有良好的气候条件，它的气温与风速应符合表1的对应关系。
Q采=60v采S采K采=60×1×2.7×0.8=129m3／min
式中v采——采煤工作面适宜风速，1.0m3／min；
S采——采煤工作面平均有效断面积，2.7m2，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算；
K采——采煤工作面长度风量系数，按表2选取。
4、按炸药量使用计算
Q采=25A采=25×0.3=7.5m3／min
式中25——每使用1㎏炸药的供风量，25m3／min；
A采——采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量，0.3㎏。
按最低风速0.25m／s验算各个采煤工作面的最小风量：
Q采≥60×0.25S采=60×0.25×2.7
=40.5m3／min
按最高风速4m／s验算各个采煤工作面的最大风量：
Q采≤60×4S采=60×4×2.7
=648m3／min
所以该工作面的供风量为129m3／min。
二、掘进工作面需风量计算
掘进工作面所需风量一般是根据掘进断面的大小和送风距离长短选择不同型号的局部通风机，再按局部通风机的铭牌配给不同风量。
Q掘=Q通IK通=120×1×1.2=144m3／min
式中Q通——掘进工作面局部通风机额定风量，5.5kw120m3／min；
I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，1台；
K通——为保证局部通风机不产生循环风的系数，一般取1.2～1.3，进风巷中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时取1.3。
三、采区硐室需风量
无独立通风的采区变电所和采区绞车房0m3／min
四、采区总需风量
=（129+120）×1.20
=298m3／min
式中
——采煤工作面风量之和，129m3／min；
——掘进工作面风量之和，120m3／min；
——独立通风硐室风量之和，0m3／min；
K——采区风量系数，一般取1.20～1.25。
五、风量分配
如果采区的总供风量是按井下同时工作的最多人数计算的，或是按照瓦斯或二氧化碳的涌出量计算的，即没有对采区内各工作面所需风量进行计算，则应对采区的总供风量进行分配。
采区总风量确定后，分配到各用风地点的风量，应不得低于其计算的需风量；所有巷道都应分配一定的风量；分配后的风量，应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足《规程》的各项要求。
计算需分配给采煤工作面的风量
=298－120
=178m3／min
式中Q总——采区总供风量，m3／min。
４、防尘系统：
防尘管路从地面消防水池---主平硐---三夹槽绞车道---+183E大巷---工作面
第四章采区设备布置
第一节、回采面设备布置
一）支护设备
1、顶板管理：
根据该矿井煤层赋存条件，顶底板岩性情况，确定工作面顶板管理方式为全部垮落法。
2、支护设备选型
支架选型：
设计采煤工作面选用液压支柱与铰接顶梁支护工作面。
端头支护采用“四对八梁、一梁三柱”；工作面运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用DZ28-25/100G型单体液压支柱配合HDJA-600型铰接顶梁双排加强支护。
二）工作面采煤、装煤、运煤方式及配套设备
1、工作面采用人工落煤、刮板运输机运煤、矿车装煤、0.8绞车提升
三）采区各系统
1、采区运输
（1）回采工作面煤的运输：
工作面采出的煤→工作面刮板输送机→工作面运输顺槽→溜煤眼→+183mE运输平巷（矿车）→采区车场→主斜井→地面。
（2）掘进工作面煤的运输；工作面采出的煤→工作面刮板输送机→工作面运输顺槽→溜煤眼→+183mE运输平巷（矿车）→采区车场→主斜井→地面。
。
2、采区通风
新鲜风流由主平硐→大槽井底车场→二水平中央石门→+183mE大巷→区段运输煤顺槽→回采工作面→区段回风煤顺槽→风井→地面。
3、采区排水
采区采掘工作面：
采掘工作面涌水→采区水仓→由排水管道经绞车道→一水平水沟排至地面。
第二节劳动组织
一、正规作业循环作业方式
1、循环方式：
一日一个循环
2、作业形式：
三班八小时作业
3、劳动组织：
二采一准
4、出勤图表
工种
出勤工数
一班
二班
三班
备注
采煤大工
4
4
采煤小工
4
4
放顶大工
4
放顶小工
4
打眼工
1
1
放炮工
1
1
电工
1
1
1
推车工
4
4
2
拖料工
2
2
2
班长
1
1
1
合计
18
18
14
第三节、采区主要技术经济指标
序号
指标项目
单位
指标
备注
1
煤层生产能力
吨/m2
1.5
2
出勤人数
个
50
3
日循环个数
个/日
1.0
4
循环进度
米
2.0
5
循环产量
吨/每循环
162
6
平均日产
吨／日
135
7
月产量
吨
4050
8
回采率
%
90
9
月正规循环个数
个
25
10
月进度
m
50
11
正规循环率
%
85
12
回采工效
吨／工
2.7
13
炸药消耗
吨／千吨
277.7
14
雷管消耗
个／千吨
423
第五章安全技术措施
一、水灾防治措施
针对我矿有地面水和井下水两种危害，要从以下两方面进行防治。
1．地面水防治措施：
①每到汛期要成立防洪领导指挥小组，确定矿长为领导指挥小组的组长，其下属各分管项目的成员由矿长来根据工作需要指任并配齐人员及相关物资。
②每次降大到暴雨和降雨后，必须派专人检查矿区及其附近地面有无裂缝，塌陷区有无进水清况，发现漏水，立即处理。
③对河沟的防洪提坝，要在洪水来时由专人看守并备齐加固用料，发现异常立即通知给防洪领导小组并派人进行处理。
④要定期清理防洪排泄沟渠，防止堵塞。
⑤定期对塌陷区防洪渠进行清理，发现问题及时处理。
2、井下防治水措施：
①做到有疑必探，先探后掘及时及早探明水情，对上部有老塘水在回采前进行探放水，必须先放后采,先进行探眼放水，掌握上水平积水情况。
②保证供电，排水系统完好无损，并配有备用泵。
备用泵和正常工作泵的总排水能力应在20小时内排出矿井24小时的最大涌水量。
④有可供堵水的防水闸门，并备齐堵水材料。
⑤及时清理水仓，沉淀池，水渠保证流水顺畅，能有足够的储水量，主要水仓应能容纳矿井8小时的正常涌水量。
⑥水泵、水管、闸阀、排水用的配电设备和输电线路，必须经常检查和维护。
二、矿井发生水灾事故的处理措施
针对井下的透水情况，现场人员要立即通过井下防爆电话向调度室汇报。
并通知受透水威胁区域的工作人员迅速撤离，如必要时就地取材加固防水墙，采取堵水措施，防止事故继续扩大，如情况紧急来不及加固，现场人员应按避灾路线撤退，其原则是以最短的路程和最快的速度，由危险区域撤至上水平巷道或地面，切勿进入独头下山巷道，当有硫化氢或其它有害气体逸出时，应防止中毒，迅速戴上自救器，来不及撤至上一水平时，可暂时找一独头上山避难待救，遇难人员应保持镇静，避勉体力的过度消耗。
矿领导接到报告后，应立即向上级有关部门报告，并通知矿山救护队。
井下所有受水威胁区域的人员及时撤离，关闭有关的防水闸门，井下所有排水设备全部开动排水，加大排水力量，水情如果继续扩大，应根据积水量涌水量再增加水泵进行强排。
三、事故处理过程还应执行如下措施：
1．在组织排水时要特别注意通风工作，在水位下降时要防止有害气体涌出，要时刻检查瓦斯，如瓦斯含量达到1％时，要停止井下输电排水，并进行通风排除瓦斯。
2、如井下水淹区有被淹人员时，要在防止井巷进一步被淹的原则上，分段通风排除有害气体，清除巷道堵塞物，抢救遇险或遇难人员。
3、矿山救护人员应侦察灾情水情、遇难人员的位置、涌水点、水源、水的流量，流水路线、灾区范围、各巷被淹情况等，还有有害气体及通风情况。
给救灾指挥部提供详细的灾区状况，以便正确快速有效地进行救灾指挥。
4、要掌握分析透水区情况，如有二次透水可能时，必须立即制定相应的处理方案。
水灾时人员撤退路线，召请其他救护队、指挥部组织等工作。
四、运输及“一通三防”安全措施
A、运输安全措施：
1、推车时必须时刻注意前方，在开始推车、停车、掉道、发现前方有人或有障碍物，以及接近道岔弯道、巷道口、风门时必须发出警号。
2、严禁放飞车。
3、通过风门时严禁用矿车撞风门。
4、矿车装载物料时严禁超高、超宽。
B、“一通三防”安全措施
一、通风措施：
1、根据本矿通风系统采取有效的管理措施。
2、加强主扇通风机的管理，保证主扇通风机的正常运转。
3、向井下各工作场所连续不断地供给适宜的新鲜空气，供人员呼吸。
4、根据井下各用风地点所配的风量，进行调节，尽量满足井下工作人员的所需的风量。
5、把有毒有害气体和矿尘稀释到安全浓度以下，并排出矿井之外。
6、加强通风设施的管理，发现隐患及时处理。
7、提供适宜的气候条件，创造良好的生产环境，以保障职工的身体健康和生命安全及机械设备正常运转，进而提高劳动生产率。
8、随时检查工作面通风情况，发现问题及时处理，保障工作面的正常工作。
9、增强矿井的防尘，抗尘能力，实现矿井的安全生产。
二、防火
（一）防电器火灾
1、严禁工作面电器设备失爆，严格按电器设备的长时负荷电流选择阻燃电缆，防止电缆过热燃烧。
2、机电设备检修后，应及时回收油布，严禁电器设备表面有油污，更换下的废油不得随意扔在工作面及巷道中。
6、加快工作面推进度，以缩短采空区遗煤的氧化时间，使采空区内的残煤尽快进入风氧窒息带。
二、防瓦斯
1、保证风量和风压的稳定，工作面试生产后根据工作面实际瓦斯涌出量调整风量，满足排放瓦斯要求。
2、防止工作面局部瓦斯积聚，对于上隅角的局部瓦斯积聚采取风障，局扇等局部增大风速的措施消除。
3、工作面设专人进行瓦斯检查，每班不少于两次，异常时设蹲点跟班瓦斯员。
4、在工作面进回风巷内均设瓦斯自动监测报警仪，报警浓度1%。
5、工作面附近发现存在大冒落空洞，并积存高浓度瓦斯时，必须停止生产，采取排放措施进行处理，正常后方准恢复生产。
6、必须按作业规程的采放高度开采，炮采2.5米，放顶煤7.5米，不得超高、超量放煤。
7、工作面后部大块煤卡住放煤口，严禁用炸药爆破。
8、初采时，采取有效措施使顶煤、顶板能随放随冒。
9、严禁将巷道内两道风门同时打开，防止造成风流短路。
三、安全监控
1、断电器的复电安全技术措施
当回采工作面的瓦斯浓度达到1.0%时，井下断电器自动切断工作面区域的电源。
为了安全、正确地给断电区复电，特制定以下安全措施：
1）当瓦斯超限时，达到断电浓度（如1.5%）时，断电器能自动切断电源，监控员要及时通知救护队员检查该区域瓦斯，并及时采取安全技术措施，降低瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可由电工人工复电，不可违规擅自复电。
2）当断电器在误动作情况下断电，影响采区生产时必须有监控员及时通知安全监控系统维修人员检查该区域瓦斯、一氧化碳等气体情况，只有当瓦斯浓度在1.0%以下时，方可人工复电，否则遵照第1条执行。
3）为避免断电器的误动作，工作面区域的传感器安设位置必须符合有关规定，由安全员及安全监控系统维修人员检查，严禁随意挪动。
4）工作面的瓦检员必须随时检查传感器位置，一旦发现位置不符合规程规定，要立即处理。
5）工作面跟班干部或班组长，一旦发现工作面停电，立即指派当班电工对工作面附近传感器进行认真检查。
6）一旦发现传感器报警，跟班干部或班组长立即向矿调度室汇报，矿调度室立即通知瓦检员对其气体检查。
7）瓦检员检查后确定气体正常，探头仍处于报警状况，矿调度员立即通知安全监测系统人员下井进行维修，维修好后再通知工作面跟班干部或班组长，安排电工人工复电。
8）本区域专职瓦检员对复电全过程进行现场跟踪监督，一旦发现违章应立即制止，严禁工作人员强行复电或私自甩开断电器。
2、气体超限报警处理措施
1）当回采工作面气体超限报警时，根据要求需人员撤离时，立即组织人员撤到安全地点，向矿调度室汇报，接到命令后进一步采取处理措施。
2）安全监控员发现回采工作面传感器报警时，必须立即通知值班领导并与井下瓦斯检查员及工作面带班人员联系，下达处理指令。
3）瓦斯检查员到命令后，必须及时查明原因后立即向调度室及通风值班人汇报。
4）调度员根据工作面气体超限的具体情况，由矿总值班、调度员指派当班带班领导配合救护队员及瓦检员进行处理，等气体恢复正常后，进一步检测认定，向调度室汇报。
5）确认工作面气体恢复正常后，方可指挥人员恢复作业。
四、防尘措施
防尘工作的原则是尽量减少浮粉煤尘的产生，将粉尘消灭在尘源地点，防止其飞扬和进入风流中，使已经浮游的粉尘沉降，捕食起来，将浮游的余尘用足够的风量加以稀释。
但要防止因风速过大，使已沉淀的煤尘重新飞扬。
在回采面、装、卸、转载点、运输巷等主要产生粉尘的尘源地点及粉尘集聚地均采用了综合防尘措施。
采用湿式钻眼、冲刷巷壁、放炮喷雾、装煤（岩）洒水和净化风流等综合防尘措施。
具体防尘措施如下：
1、控制风速：
通过对风量的合理分配，选择合理的巷道断面，以使风速合理，既能带走大量粉尘，又不致于使已沉降的粉尘重新飞扬。
2、喷雾洒水：
该认方法方便有效，井下设消防洒水系统，在采煤工作面、煤炭运输过程中的转载点、装车点等易产生煤尘的地点设置喷雾洒水装置，进行喷雾洒水降尘。
3、采煤工作面放炮后，攉煤、装碴时，转载点都要按规定进行喷雾洒水，主要进回风道设水幕，放炮使用水炮泥，不致飞扬。
4、风量净化：
在输送机巷道和主要通风巷设风流净化带，避免进入风流有污染，避免串联通风等，以净化风流。
巷道风速必须符合《煤矿安全规程》规定，井下煤仓及溜煤眼不得放空，保持一定存煤，且溜煤眼不得兼作风眼使用，防止煤尘飞扬。
5、冲洗巷壁、清扫：
设计要求经常进行巷道壁冲洗，定期清扫并运出巷道风沉集的粉尘，同时可美化井下环境，减少粉尘，有利于冲洗。
6、个体保护：
选用了普通过滤式防尘口罩，以对井下尘源地的工作人员加强个体防护。
7、环境监测：
配有煤尘、粉尘采样器和测定仪等检测仪器，井下设专职安全员定期对主要进、回风巷道内粉
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