公司防突专项设计样板

六盘水市XX煤矿xxx运输巷专项防突设计矿长：总工程师：生产矿长：安全矿长：机电矿长：编制日期：xxx年x月x日---xxxx运输巷专项防突设计会审意见表参加部门签字日期参加部门签字日期施工队机电科安全科通防科调度室技术科会审意见：总工程师意见：签字：日期：矿长意见：签字：日期：

措施贯彻签字表措施名称xxxx运输巷专项防突设计贯彻人贯彻地点贯彻时间签字签字签字签字签字签字xxxx运输巷掘进工作面专项防突设计编制依据：1、《煤矿安全规程》2016年版2、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027-2006)3、《xx煤矿安全专篇》4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)5、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定》(AQ1029-2006)6、《防治煤与瓦斯突出规定》7、口xxx运输巷口作业规程》第一章工作面基本概况第一节地面相对位置及邻近采区情况xxx运输巷主要沿xx煤层掘进，该巷道上方xxm为xxxx采面采空区，地面无建筑物。地面相对位置及邻近采区开采情况表水平名称xxxx水平巷道名称xxxx运输巷地面标高(m)+1850□□□□□m)□1650□□□□□□□□物□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□掘进地面□□□□□□□□□xxx□□□□□□□□□□□□□□xxx□□□□□xxxxx□□□□□□□xxxx□□□邻近采区开采情况该巷上部40米以上为xxx采面采空区煤层走向120°倾向长度100m

第二节煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距第二节煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距矿井的6层可采煤层Cx、Cx、Cx、Cx、Cx、Cx,属龙潭组含煤岩系。煤成因类型属陆植煤，煤岩类型为暗煤岩—半暗煤岩型，煤层牌号属中等变质程度主焦或肥焦煤，发热量高，结焦性好。Cx号煤层：距Cx煤层20-30米，俗称“大花口”，平均厚3.5m,顶板岩性为粉砂岩，底板岩性为细砂岩。灰份20－25%，挥发份28.32%，全硫1.44%。第三节煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数（1）瓦斯：根据贵州省煤炭管理局xxx年xx月xxx日《对六盘水市煤矿xxx年度瓦斯等级鉴定报告的批复》,xxx矿业属突出矿井。（2）煤尘根据《贵州省煤田地质实验室鉴定报告》,矿井煤层有煤尘爆炸危险。（3）煤的自燃根据《贵州省煤田地质局实验室鉴定报告》,各煤层自燃倾向性均为II类，即为自燃煤层。第四节通风系统（一）工作面所需风量计算和风机选择1、按瓦斯涌出量计算风量Q=1001Q掘口Kb/CQ掘=q+q3+q4q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]/W0=0.026[0.0004(25.48)2+0.16]/10.54=0.001q3=D1VIq0•12\V-1），:280=610.002210.0011（2口\：0.0022-1）=0.009q4=s1VIY•口W0-Wc）=8.910.002211.44（10.54-082）=0.24q=q01L=0.0011280=0.28Q掘=q+q3+q4=0.28+0.009+0.24=0.53（m3/min）Q=1001Q掘口Kb/C二10010.5312/0.8=132.5（m3/min）式中：Q—工作面所需风量，mD/minQ掘—工作面瓦斯绝对涌出量，mD/minq3—工作面煤壁瓦斯绝对涌出量，mD/minq4—工作面落煤瓦斯绝对涌出量，mD/min,m；对于薄及中厚煤层，D,m；对于薄及中厚煤层，D=2m0,m0为开采煤层厚度，平均取3.0m；对于厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度；D=2m0=2口3=6。V巷道平均掘进速度，

0.0017m/min;L巷道长度，430m；q0煤壁瓦斯涌出强度，经计算得

0.001m3/(m2•min)Vr—口中挥发分含量，%；按《安全专篇》取25.48%W0—C1#煤层+xxxm标高原始瓦斯含量，m3/t；xxxxm3/t(根据《安全专篇》)s―掘进巷道断面积，5.7m2；Y―0的密度,t/m3；s―掘进巷道断面积，5.7m2；Y―0的密度,t/m3；取1.4t/m3Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取1.82m3/tKb-瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取C-瓦斯浓度按C-瓦斯浓度按0.8%管理。2、按炸药最大消耗量计算风量Q掘口25Ac=25口12=300m3/min式中：AC——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，式中：AC——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，12kg；3、按工作面人员数量计算：Q口口4Nc=4口10=40m3/min式中：Nc——式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，10人；4、按风速验算：2口2口30kw风380口590mxxxx煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风速应满足：0.25m/s口V口4m/sV二Q/60口S二300/60口7.2=0.69m/s式中：Q——掘进工作面最大风量；S——掘进工作面巷道过风断面，7.2m2；V——掘进工作面最大风速；根据上述计算得V掘口0.69m/s,按风速验算满足要求。根据以上计算，本掘进工作面所需风量为300m口/min,使用机向迎头供风，风筒选用0800mm阻燃风筒，实际风机配风量为口/min。大于300m口/min满足口风要求。施工中根据瓦斯涌出的变化情况调整配风量。风机安装位置：风机安装在xxx运输石门。附图：通风系统及通风设施布置图（二）通风方式一采区通风方式为抽出式通风方式。xxxxx巷采用压入式通风方法。（三）通风系统新风：地面口副斜井口xxx车场口xxx运输巷口xxx运输石门口风筒巷口风口迎头。乏风：

迎头口xxxxx巷口xxxx石门口xxxx巷回风石门口总回风下山口地面。第五节地质构造矿井位于格目的向斜的北东翼，据《地质简测报告》，矿区内有与地层斜交的F1矿井位于格目的向斜的北东翼，据《地质简测报告》，矿区内有与地层斜交的F1断层，为平移断层，错距210米左右，口巷掘进在xxx石门的东翼，掘进范围内为单斜构造，煤层倾角81°，翼，掘进范围内为单斜构造，煤层倾角81°，掘进时可能会有局部煤层变薄带和淋水影响掘进。+xxx米，最高+xxx米，最高矿区内地形起伏大，普查区总体呈高山地貌，最低海拔海拔xxxx米。地形高差约xxx米，有利于地表水排泄。受地层、岩性、构造、地貌、气象等水文因素的控制，区内地下水类型及特征如下。含水层该井田的间接含水岩层为下三叠统飞仙关组，为一套滨海至浅海相泥岩及砂岩的岩性组合，区域地层厚度393m口684m,为一口含水岩组，单位涌水口(Q)一般小于0.036升/秒•米。煤矿的直接充水岩层为上口口统龙潭组，一套以陆相为主的海陆交替相含煤砂岩，直接充水岩组仍为一弱含水岩组，单位涌水量(Q)略大于飞仙关口。隔水岩层隔水岩层为上二叠统峨眉山玄武岩组，其特征是裂隙发育，含较丰富的潜水。但随深度的增加而减弱。单位涌水口(Q)一般多在0.00041升/秒•米以下，因而是煤层底板很好的隔水层。矿井主要含水层龙潭组砂泥岩与煤的交互层，可视为一个含水带，具裂

102m3/h,但该区降雨隙层间承压水性质。未采状态，钻孔抽水测定涌水量102m3/h,但该区降雨129.6m3/h。第七节巷道布置xxx运输巷从xxx运输石门口xx煤点开门，开门点顶板标高+xxxm,沿煤层按方位角120°掘进（下巷口,3口坡度掘进100m,掘进竣工后施工xxx煤层穿层抽放钻孔。钻孔竣工后再施工xxx运输巷（上巷），该上巷设计800,000120°,3口坡度，掘进采取“先探后掘”的措施。巷道位置关系：详见：采掘工程平面图。第八节巷道断面及支护方式1、巷道断面巷道断面形状：梯形断面，S荒=6.86m2,S净=5.28m2。2、巷道支护方式xxxx运输巷作为xxx采煤面进风、运输煤炭，行人用，巷道服务年限1年,顶底板容易变形,经矿技术部门研究决定：采用11#工字钢棚支护。巷道口宽：上宽2200口，下宽2800口支架间距：为700口，误差口100口；第九节抽放系统1、抽放系统地面瓦斯抽放站安装有高负压瓦斯抽放泵2BE3420型水环式真空泵二台,其额定流量为；Q=120m3/min,配套电机功率132kw最大吸气量为真空泵二台，其额定流量为；Q=55m3/min,配套电机功率75kw,最大吸气量为120m3/min。一台工作，一台备用。安装有两趟直径为回风斜井分别接直径为2．管路系统真空泵二台，其额定流量为；Q=55m3/min,配套电机功率75kw,最大吸气量为120m3/min。一台工作，一台备用。安装有两趟直径为回风斜井分别接直径为2．管路系统325mm的瓦斯抽放主管路口高、低负压各一口口250mm支管至各采掘工作面。，从高负压：xxx运输巷顺层孔①75mm套管口xxx回风石门①250mm高负压抽放管口xxx专用回口①2500mm高负压抽放管口回风斜井抽放管①350mm口地面抽放泵站。3、安装要求：管道距地面高度不小于0.3米，主、支管必须铺设平直，在巷道低洼2BEA-353-0水环式120m3/min。2BEA-353-0水环式处必须安设放水器，以便放水，保证抽放效果，在管路分叉处必须设置闸口，每个钻孔连接管必须设置检测孔，在xxx东口放巷口的支管上安装一口V锥流量器，以便监测抽放数据，在支管上每间隔100米设置一个检测孔，以便检测支管负压、浓度、流量等参数，并在检测孔处设置一个闸阀。4、xxx运输巷在掘进时要随掘进工作面及时安装瓦斯抽放管，口放管距离迎头不大于30米，以便在需要时按设计要求施工瓦斯抽放孔进行抽放瓦斯。第二章区域防突设计邻近矿井及本矿关闭的老系统未发生过煤与瓦斯突出现象，矿井自开工建设以来，未出现过喷孔、顶钻、卡钻等煤与瓦斯突出预兆现象。

但经鉴定，我矿为突出矿井。按照相关文件要求，我矿按突出矿井管理。但经鉴定，我矿为突出矿井。按照相关文件要求，我矿按突出矿井管理。第一节区域突出危险性预测预测方法由于我矿为突出矿井。因此xxx由于我矿为突出矿井。因此xxx运输巷掘进工作面按照突出工作面进行管理，必须严格执行区域“四位一体”的防突措施。行管理，必须严格执行区域“四位一体”的防突措施。第二节区域防突措施xxx运输巷巷道开口点前xxx运输巷巷道开口点前0-120m范围区域防突措施采取底板抽放口口层钻孔预抽煤层瓦斯为区域防突措施，设计沿xxx东抽放巷每间隔4米布置一组平行抽放钻孔，每组12个钻孔，钻孔终孔间距4m抽放半径2.0m、孔径75mm,xxx东抽放巷孔深23-37.9m控制巷道轮廓线外上20米下10m前方120m范围。（详见xxx抽放口抽放钻孔设计口口1、采用“两堵一注”的方法进行封孔，先在封孔段的两端用袋装聚氨酯进行封堵，待发泡封孔袋、膨胀并凝结后，再通过注浆管对两端聚氨酯封堵段之间的钻孔段进行注浆。，封孔后每个钻孔采用高压软管与巷道内的高负压抽放管路连接进行抽放。2、接管后，每个抽放钻孔必须进行挂牌管理，并留设人工检测导流孔。xxx运输巷的3、在xxxxxx运输巷的瓦斯抽放情况进行监测。第三节区域防突措施效果检验

依据《防治煤与瓦斯突出规定》，结合xxx依据《防治煤与瓦斯突出规定》，结合xxx运输巷现场实际情况，采取实测残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的方法检验是否消除xxx运输巷的突出危险性，其效果检验方法及认定标准如下：1、检验钻孔布置在xxx东口放口间隔30米布置4个检验孔取煤芯测试瓦斯。钻孔控制范围均在巷道开口前0-120米范围（见xxxx运输巷检验孔布置图）2、检验方法实测残余瓦斯压力时，当检验钻孔施工结束后，立即采用“两堵一注”进行封孔，封孔段长度12m,并在检验钻孔内安装检测管，同时在检测管外口末端安装示值1MPa压力表，压力表上最终稳定值为残余瓦斯压力值。采用实测残余瓦斯含量的检验方法时，需检验钻孔施工与设计是否相符，实测残余瓦斯含量与临界值指标是否相符，当效果检验钻孔达到设计要求时，取终孔位置的煤芯进行井下解吸，井下解吸结束后将煤样带回实验室进行常温解吸和粉碎解吸，再通过计算机解算求得残余瓦斯含量值。3、抽放指标认定标准采用实测残余瓦斯压力检验区域防突措施是否有效时，每个检验钻孔的实测压力值均应小于0.6MPa,认定煤层无突出危险；采用实测残余瓦斯含量检验区域防突措施是否有效时，每个检验钻孔的实测残存瓦斯含量均应小于6m3/t,认定煤层无突出危险。第四节区域验证结合我矿施工实际，xxx运输巷突出危险性验证方法及操作要求如下：在掘进工作前对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：1、在工作面进入该区域时，立即连续进行至少二次区域验证；2、工作面每推进10口50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；3、在构造破坏带连续进行区域验证；4、在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆；5、根据实际情况本矿采用钻屑指标法验证或实测瓦斯含量验证。（1）钻屑指标法：在工作面前方煤体施工3个直径42mm、孔深10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向（孔深10m）,其他钻孔的口孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m处（孔深10m）。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1DD在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性钻屑解吸指标临界值△h2(Pa)Sma(kg/m)K1(ml/g口min1/2)干煤20060.5湿口16060.4各项指标达到或超过上表所示时即为有突出危险，未到达即为无突出

危险。3m当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。3m但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足的突出预测超前距。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。（2）实测瓦斯残余含量采用实测残余瓦斯含量的检验方法时，需检验钻孔施工与设计是否相符，实测残余瓦斯含量与临界值指标是否相符，每个检验钻孔的实测残存瓦斯含量均应小于6m3/t,认定区域防突（开采保护层）区域煤层无突出危险。经检验认定为有突出危险的区域，不得进行除防治瓦斯外的任何作业，严格执行四位一体的局部防突措施。检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻、卡钻及其他明显突出预兆时，不管其它瓦斯参数是否小于临界值，发生明显突出预兆位置周围半径100m内的区域均判定为预抽防突效果无效，认定为突出危险区。第三章局部综合防突措施当xxxx运输巷验证有突出危险性或超前钻孔等作业期间发现突出预兆时，直接采取局部防突措施，经检验措施有效后，方可采取安全防护措施进行掘进作业。第一节预测预报掘进作业前先对该工作面进行防突预测，如果预测为有突出危险，则采取消突措施进行消突，如果预测为无突出危险，在采取保护措施后可进行掘进作业，但必须留有3m的超前距。掘进至允掘距离后再次执行预测工作。1、预测方法：采用钻屑指标法，即用弹簧称测定钻屑量指标，使用MD—2瓦斯解吸仪或用WTC瓦斯参数仪测定钻屑瓦斯解吸指标△hjKJ。△h2或K值为主要预测指标，钻屑量为辅助指标，利用这两项指标验证1xxx运输巷突出危险性。2、临界值的确定：XX煤矿煤与瓦斯突出危险性预测指标的临界值实测数据，K值的临界值为10.4mL/g.mini/2；S值的临界值为6kg/m（孔径42mm）口3、验证钻孔布置及钻孔参数在工作面迎头布置3个验证钻孔，孔径42mm,距顶板700mm,中间钻孔孔深10m,位于巷道工作面中部，并平行顶底板，两侧的钻孔孔深10m,验证钻孔终孔点控制到巷帮轮廓线外3m。（见工作面检验孔布置）说明：⑴、在掘进工作面布置3个预测钻孔，采用风煤钻施工，孔径42mm，1#孔深10m,2#、3#钻孔孔深10m,两侧钻孔应控制到巷口轮廓线外3m。⑵、钻孔应布置在软分层中。4、检验方法（防突工专门操作钻孔每钻进2m（检验钻孔施工至4、检验方法（防突工专门操作钻孔每钻进2m（检验钻孔施工至2m、4m、6m、8m、10m时，分别接，分别接取钻屑筛分煤样，用WTC瓦斯突出参数测定仪测定钻口解吸指标K值；钻孔每钻进1，分别接取钻屑筛分煤样，用WTC瓦斯突出参数测定仪测定钻口解吸指标K值；钻孔每钻进11m测定该1m段的全部钻屑量S。下1口2m、3口4m、5口6m、7口8m、9口10m之间的钻屑口5、判断xxxx运输巷是否有突出危险的方法、允许掘进口及有关要求（1）首次进入预抽区域掘进作业时，必须连续两次验证工作面是否有突出危险性。（2）当验证xxxx运输巷是否有突出危险性的3个钻孔共24个验证指标数值均小于临界值,认定该顺槽无突出危险性,允许向前掘进8m,保留3m的验证超前距；的验证超前距；7m允许进口掘进完毕后，再次验证工作面的突出危险性。（3）在允许进尺范围的每循环掘进前,须沿xxx运输巷中线至少施工个10m深的超前探测钻孔，探测工作面前方的地质构造和观察突出预兆。（4）允许进尺范围内的掘进作业,必须在采取安全防护措施的前提下进行。（5）当xxx运输巷口一次验证预抽区域是否有突出危险性的任一钻孔的任一预测指标参数大于或等于临界值、每循环进尺前的超前钻孔等发现了突出预兆时,该验证区域从此以后的掘进作业都必须采取局部综合防突措施。第二节局部防突措施一、顺层超前抽放措施采用顺层钻孔预抽煤巷瓦斯措施，顺层抽放钻孔孔底按距巷道轮廓线顶板20m底板10m的控制距离进行布孔，开孔间距为0.2m,孔底间距为4m。（附xxx运输巷迎头超前顺层抽放钻孔设计图）钻孔采用聚氨酯封孔采用“两堵一注”的方法进行封孔，先在封孔段的两端用袋装聚氨酯进行封堵，待发泡封孔袋、膨胀并凝结后，再通过注浆管对两端聚氨酯封堵段之间的钻孔段进行注浆。主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。在PVC封孔管12m深度封孔，钻孔密封严实不漏气，封孔后每个钻孔采用高压软管与xxx运输巷内的高负压抽放管连接进行抽放。第三节局部防突措施效果检验1、xxx运输巷采取局部防突措施后，口检验局部防突措施的效果，检验孔布置及检验方法同第三章第一节相同。当检验认定1xxx运输巷无突出危险时，每个检验循环保留不少于2.74m以上检验钻孔超前距和20m以上措施钻孔超前距，方可采取安全防护措施进行掘进作业。2、当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少20m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。3、xxxx运输巷采取局部防突措施后，检验认定仍有突出危险时，必须重新采取局部防突补充措施，可在检验超标钻孔附近补打措施孔，钻孔施工完毕后，经8小时抽放后，并经措施效果检验直至有效；采用钻孔抽放措施时，检验认定工作面仍有突出危险性，必须延长抽放时间后再次检验预抽效果。第四节安全防护措施xxxx运输巷工作面经检验防突措施有效后，即可采取安全防护措施掘进作业，安全防护措施主要有：保证通风可靠；设置防突风门；作业人员必须携带隔离式自救器；安装配套的压风自救装置；修筑避难硐室。一、反向风门1、在xxx运输巷构筑防突风门，风门之间的距离不得小于4m,反向风门距工作面回风巷不得小于10m。2、反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体口不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。3、人员通过风门后必须及时关闭。二、压风自救系统1、压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上；2、在距掘进工作面25口40m的巷道内安装一组、然后每间隔50m安装一组；

3、每组压风自救装置应可供3、每组压风自救装置应可供8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。三、远距离放炮1、严格执行“一炮三检”和“远距离放炮”的相关规定，撤到石门偏口的放炮点进行放炮。2、放炮之前必须向调度室汇报，并在xxx避难硐室的视频监控下进行，各部门做好相关记录备查。第四章安全防护设施管理措施第一节通风安全管理1、xxx运输巷局部通风实现“双风机、双电源”并能自动切换，保持工作面24小时不间断正常供风。2、风口出口距离口头不大于5m,风口接头正反压边，风筒破口及时粘补，保证迎头风量。xxx运输巷防突风门使用正常，两道风门不能同时打开，口安装语音报警装置、风门开关状态传感器，确保通风系统稳定、可靠及增强抗灾能力。xxx运输巷防突风门由通防科定期检查和维护，保证风门的质量和抗灾能力：风门前后的卫生由施工队负责管理。第二节安全监测监控系统管理1、根据《煤矿安全规程》规定，xxxx运输巷监测传感器布置如下：□□□□□设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围□□□□□□0.8%CH4□0.8CH4□0.8%CH4□□□□□□□□□□□□□迎头T1□□□□□□□□□□□□□□回风T2□0.8%CH4□0.8CH4□0.8%CH4□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□□2、瓦斯监控分站及断电仪的安装必须符合规定。3、如瓦斯传感器出现故障，施工队及瓦检员应负责通知监测维修工及时处理好。瓦斯传感器处于故障期间，工作面不得作业。4、通风队监测维修工负责每7天用标准气样校验瓦斯传感器一次，瓦检员每班用光学瓦检器校对瓦斯传感器误差值，确保其误差值不超过允许误差值。否则，必须重新校验。5、工作面必须完善“风电”、“瓦斯电”闭锁设施，“风电”闭锁设施由机电队负责完善，“瓦斯电”闭锁设施由监控维修工负责。6、跟班矿领导、班组长必须携带便携式瓦检仪，并在施工地点上方悬挂便携式瓦检仪，报警时立即停止工作进行处理。第三节机电防爆管理1、根据《煤矿安全规程》规定，机电队必须安排专职防爆电工，每天对机电设备进行全面检查，杜绝失爆。2、机电队应经常进行防爆检查，杜绝失爆现象发生。第四节压风自救系统管理1、压风自救装置安装在工作面巷道内的压缩空气管道上。2、在距工作面迎头25口40m处设置一组压风自救装置，该组压风自救装置的吸风嘴按工作面最多作业人数配备，必须满足最多出勤人数需要，且有20%的富余量，并随作业进度移动压风自救装置；该组压风自救装置安装位置至xxxx运输巷开口处的巷道均按50m安装一组压风自救装置，同时还应在撤离人员到达地点安