摘要：该文分析了麒麟矿井田的顶板情况，包括顶板岩性、发育情况以及可能发生顶板事故的区域，提出可行性的顶板防治措施，确保了安全生产。

关键词：矿井 顶板因素 防治

1、影响矿山压力显现基本因素分析

主采煤层的顶板多为灰岩、粉砂岩，一般情况下在无水影响下，亦基本稳定。冒顶片帮易发生在采掘工作面。回采工作面主要是上、下端头和靠近煤壁处;上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，因而易产生冒顶;靠近煤壁处因煤壁片帮，支架支护不及时，受周期来压的影响，顶板破碎而产生冒顶。掘进工作面是因为放炮后巷道围岩松动，支护不及时，往往易产生冒顶和片帮。

2. 影响矿山压力显现的地质及生产技术因素分析

(1)影响矿山压力显现的地质因素

1) 断层

断层破坏了煤层和顶板的完整性，而且在断层两侧形成破碎带，容易发生局部冒顶或垮面，致使初步来压与周期来压步距改变，增加顶板管理的复杂性。

工作面遇断层时顶板冒顶的危险程度与断层走向和工作面交角有关。交角越小越不利，倾斜断层要比走向断层危险。

工作面由断层下盘向上盘推进遇到倾斜断层时，过断层之前容易发生冒顶。当工作面由断层上盘向下盘推进时，在工作面过断层后一段距离内，也易发生冒顶。

工作面遇走向断层时，通常也是断层面下方为冒顶危险区。

井田内次级褶曲不发育，但断裂构造较发育，发现断层20条，即：F1、F2、F7 、F9 、F10 、F11、F12、F13、F14、F15、F17、F18、F19、F21、F22、F23、F25、F26、F403-1、F403-2断层，其中，F12、F21、F23、F25、F26、F403-1、F403-2断层对煤层有一定的破坏。

2) 褶曲

从煤矿生产实践来看，大褶曲构造只是使煤层倾角发生变化，对工作面顶板压力的影响不是很明显。对工作面生产有影响的是小褶曲。小褶曲可能使顶板局部破碎，易于发生局部冒顶。当褶曲倾向和工作面推进方向一致时，工作面忽而采上坡，忽而采下坡，也会造成顶板管理困难。在采下坡时，采空区垮落岩石可能冲向工作面，撞倒支架，引起冒顶;此时必须打斜撑加强支护。

3) 挤压

煤层受挤压作用局部变厚或变薄的地带，挤压在平面图上成圆形或椭圆形，面积有十几平方米到百余平方米不等。

工作面通过煤层变薄带，由于顶板岩层下压极易离层和破断，并可能发生顶板短时急剧下沉现象，这些都是造成冒顶的地质因素。

4) 破碎带

岩石和煤层突然变得破碎的地带。破碎往往与挤压因素有关，也可自然生成。工作面经过破碎带将给顶板管理带来许多困难。

5) 冲刷

冲刷是成煤后水流侵蚀了岩层或煤体，而后又充填了被侵蚀的地方。冲刷对矿压的影响很大。有些顶板本来是页岩，由于冲刷作用，页岩被坚硬的砂岩所代替，岩性发生了变化，本来容易放顶的岩层成为不易垮落的顶板，采空区大片悬顶对工作面构成了威胁。此外，冲刷后先成岩层和原来顶板接触的边缘地带，由于两种岩石接触面可能离层而容易冒顶，在支护上必须注意，并采取相应措施。

6) 节理、裂隙

与局部冒顶有关的节理、裂隙有多种：如两组相对倾斜方向相交而成的人字形裂隙;圆的象一顶草帽盖在煤层上的草帽裂隙;节理、裂隙切割的岩块象大锅一样且底面光滑的锅底状裂隙。人字形裂隙切割的三角岩块，煤采出后易脱落造成局部冒顶。草帽裂隙的底面积较人字形裂隙大，其危害性与人字裂隙同。这两种节理、裂隙的长轴处于沿工作面推进方向时，离层后易整体垮落，有时把支架推倒，发生大冒顶。锅底状节理边缘顶板破碎，容易漏矸和局部冒顶。

顶板被四周裂隙切割成长方形或菱形等的游离岩块，这种六面体游离岩块，特别是厚度1m左右的，最易脱落伤人。

发育的直立裂隙有时切割全部直接顶，并可能向上延深到老顶内。煤层采出后，被裂隙切割的一端的顶板下沉，裂缝变宽，易发生掉碴掉粉现象。有时直立裂隙又是岩层水的通道，使工作面产生淋水。直立裂隙不仅能改变直接顶的垮落步距，也可能改变老顶垮落步距。平行工作面的直立裂隙常常在回柱时切断工作面顶板，推倒工作面支架，发生大冒顶。

直立裂隙近似直角。具有倾斜角的裂隙称为斜裂隙。斜裂隙倾向采空区时易造成片邦;倾向煤壁时易造成伞檐或探头煤。

倾向煤层的斜裂隙易使顶板在控顶距内产生台阶错动，在顶板具有含水层或老塘积水条件下，回采空间淋水增大，恶化工作条件，降低直接顶岩石强度，并使支架受到侧向推力，容易造成冒顶。

当节理面走向与工作面线接近平行且工作面推进方向与节理面倾斜方向相反时，煤壁容易片邦，顶板缓慢沉降，工作空间冒顶事故少。当工作面推进方向与节理面倾斜方向一致时，片邦不明显，顶板岩石大块错动，工作空间容易发生冒顶，顶板管理困难。节理面走向与工作面线的夹角大于45°时，顶板就如悬臂梁，将沿切顶线垮落，工作空间冒顶可能性很小。在使用仰斜长壁采煤法工作面线与节理走向接近平行时，煤壁在支承压力作用下，易于大块压出，片邦严重，并且在生产过程中顶板水将沿节理和裂隙流入工作面，使生产条件恶化。

7) 陷落柱

陷落柱的直径从几米到几十米不等，柱内是由煤块、岩块和其它杂质胶结在一起的松散体。工作面遇陷落柱时，必须采取措施，防止冒顶。

8) 层理

层理是煤系岩层沉积过程中，由于沉积物成分、粒度和胶结物的变化而形成的岩层分界面。分层面之间的粘结力小，受采动影响容易产生离层裂隙。

层理面不仅造成离层，而且在岩层弯曲下沉过程中还会出现层理面错动。错动对工作面支架产生横向推力，易引起支架的歪斜和倾倒，甚至导致冒顶事故。

9) 采动裂隙

采动裂隙是由煤壁前方的支承压力所引起的，也叫做“压力裂隙”。这种裂隙往往超前于煤壁5～15m，与工作面平行而倾向于煤壁。裂隙面的倾角与岩石性质软硬有关，软岩石中裂隙面倾角为55°，硬砂岩中可达65°～80°。

当工作面对着裂隙的倾向推进时，压力裂隙常与节理裂隙互相交切，使顶板中形成楔形岩块，造成局部冒顶事故。如果工作面推进方向与节理倾向一致，在采动影响下可能使节理裂隙进一步扩展，出现张开的裂缝或顶板台阶式下沉。如果不采取措施，会发生大冒顶。

10) 顶、底板岩石的物理性质

顶底围岩的物理力学性质是影响矿山压力显现的主要因素之一。岩石的厚度、硬度、层理、裂隙等因素决定了岩层性质，而采场覆岩的性质和各岩层的组合情况，对矿压显现起着主导作用。若老顶岩层坚硬，抗压和抗拉强度较高，开采大面积悬露而不垮落，当达到强度极限时，顶板岩层断裂即产生周期来压。若老顶岩层是强度较低的页岩或砂质页岩，随着直接顶板垮落而冒落则周期来压就不明显。据现场实际观测，顶板下沉量与岩石强度关系极大，岩石强度越低，顶板下沉量越大。

11) 煤层倾角

煤层倾角对矿山压力显现的影响也很大，实践证明，缓倾斜煤层的矿山压力显现比倾斜和急倾斜煤层剧烈。该矿煤层倾角为6～25°。

(2)影响矿山压力显现的生产技术因素分析

1) 开采深度

开采深度直接影响原岩压力大小，同时也影响巷道或工作面周围岩层内支承压力值。开采深度虽然对矿山压力具有绝对的影响，但对矿山压力显现的影响则不全同。

开采深度对巷道矿山压力显现的影响比较明显，如在松软的岩层中开掘巷道，随着深度的增加，巷道围岩的“挤、压、膨”现象更为严重。

开采深度对回采工作面顶板压力大小的影响并不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显。实践证明，在一般条件下，一定的开采深度是出现冲击地压的一个必要条件。

2) 采高与控顶距

工作面顶底板移近量是矿山压力显现的一个重要参数，它同采高与控顶距有密切关系。

在一定地质条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的最重要因素之一。采高越大，采出的空间越大，必然导致上覆岩层破坏严重，根据现场测定，在单一煤层或厚煤层第一分层开采时，冒落带与导水裂隙带的总厚度与采高基本上成正比关系。工作面顶板下沉量也基本如此。

SL=η·m·L

式中：SL——L范围内的岩层与顶板下沉量

L——控顶距

m——采高

η——下沉系数，即每米采高每米推进度的顶板下沉量，一般取0.025～0.05。

显然采高越高，控顶距越大，在同样位置的老顶可能取得平衡的机率越小，意味着顶板压力越大，直接顶的稳定性也越降低，而且，在支承压力作用下，工作面煤壁容易片邦。因此采高大的工作面中矿压显现严重，采高越低顶板活动越缓和，煤壁也较稳定。

但是，控顶距并不是越小越好。有时放顶后，采空区顶板冒不下来，工作面支架载荷就会加大，如果支架阻力不足，支柱稳定性差，也可能造成工作面冒顶事故。

最大控顶距与放顶宽度有关，放顶距小，顶板放不下来，会增加压力;放顶宽度太大，采空区垮落面积太大将易撞倒支架，引起冒顶。因此，对于某一煤层顶板究竟采用多大的控顶距和放顶距较为合理，必须通过试验，在总结实践经验基础上，合理地加以确定。

3) 工作面推进速度与生产工序

对工作面顶底板移近速度影响最大的生产工序是落煤和放顶。可以认为，加快工作面推进度可以抑制矿山压力的显现，但不能从根本上改变落煤和放顶两工序对顶底板移近量的影响。

推进速度快意味着回采工作面停滞时间短，顶板岩层下沉量小，一般来说，顶板压力也较小。反之，推进速度慢，工作面顶板下沉量大，顶板压力也会较大。所以，为了改善工作面顶板管理，缩短每一循环的间隔时间而加块工作面的推进速度是必要的。

观测结果表明，单体液压支柱支护的工作面，由于支护阻力较小，顶底板移近量大，工作面日进2m和2天进1m的顶板破碎情况有明显差别，所以加快单体支柱工作面的推进速度，可在相当程度上改善顶板状况，保持顶板完整性，有利于顶板管理。

此外，由于落煤与放顶两工序是影响顶底板移近量的主要因素，所以在组织工作面生产时，不宜将落煤与放顶两工序同时进行，以避免顶板的剧烈活动，导致顶板下沉速度增大。如果放顶与落煤两工序同时进行时，其错距应保持10～15m以上，以防发生冒顶。

4) 上部煤层残留煤柱

如果煤层间距较小，上部煤层开采时残留的煤柱支承着上覆岩层，形成压力集中。高压力将向底板传递，从力学上说，这是一个布兴湿克问题，可以计算。对巷道掘进及维护影响很大。

5) 支护方法

支架的作用是阻止直接顶离层冒落。使用初撑力小的支架易造成顶板破碎、动压强烈。使用初撑力大而又垣阻力的单体液压支柱，顶板完整，回柱后顶板延迟垮落，呈岩块绞接，煤壁不易片邦，动压显现不明显，顶板下沉量小。

应当注意，不同特性，不同特征的支架应避免混合使用。

6) 工作面推进方向

由于裂隙严重地影响顶板稳定性，当裂隙方向与工作面推进方向平行时，极易造成严重冒顶事故。因此工作面在过断层，过各种层理或节理裂隙时都要正确选择工作面推进方向，即与裂隙要有一定交角。

3、一般顶板冒落灾害的防治措施及装备

(1)回采工作面顶板管理方式的选择

该矿采用走向长壁采煤法，工作面为炮采。采用全部垮落法管理顶板。

放顶人员必须站在顶板完整，支架完好的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

(2)回采工作面支架选型论证

1)支架选型

设计首采煤层为1号煤层。根据《地质报告》，1号煤层厚度厚0.91～4.03m，平均厚1.9m;根据首采工作面揭露煤层的赋存情况，1号煤层厚度为1.85～2.0m，平均1.93m。设计采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。

2)选择计算

①计算依据

煤层厚度：Mmin=1.85m，Mmax=2.0m, 平均厚度1.93m

最大控顶距：炮采：L=4.2m

②选型计算

顶板下沉量：

炮采：SL=η×M×L=0.03×1.93×4.2=243mm

式中：下沉系数η由于无邻近工作面借鉴，取0.03。

③支柱高度：

Hmax=Mmax-b =2500-100=2400mm(最大采高取2.5m)

炮采：Hmin=Mmin-SL-b-a=1850-243-100-50=1457mm

式中：SL为顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量;Mmin为工作面最小采高;Mmax为工作面最大采高;b为顶梁厚度，取100m;a为支柱的卸载高度，取50mm。

工作面煤层厚度暂选择DW20-30/100型单体液压支柱。

3)支架规格

工作面选用DW20-30/100型单体液压支柱，支撑高度为1240～2000mm，额定工作阻力为300kN/根(初撑力为118～157kN/根)。

4)支架布置

炮采：工作面配DW20-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度为1240～2000mm，额定工作阻力300KN，选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。设计“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.7m。最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m。放顶步距1.0m。

5)支护密度验算

支护的强度：P=7×m×ρ (t/m2) (按6倍采高考虑，最大采高2.5m)

=6×2.5×2.2

=33t/m2

炮采：工作面长100m，因此，采场最大面积S=100×4.2=420m2，所设支柱数n=(100/0.7)×4=572根，则支护密度为572/420=1.36根/m2，DW20-30/100型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t/根，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.85的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.85=25.5t/根。而支护所需要的支护强度为38.5t/m2，支柱实际提交的支护强度为1.36×25.5=34.68t/m2，因此，所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。

6)基本支护

炮采：根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平，本设计考虑首采工作面选用DW20-30/100型单体液压支柱和HDJA-1000型金属铰接顶梁支护，齐梁齐柱式布置方式，柱距0.7m，排距1.0m，“三、四”排控顶，最大控顶距为4.2m，最小控顶距为3.2m，放顶步距为1.0m，全部垮落法管理顶板。

7)特殊支护：在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱(一窝三柱)、戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6m。特殊支护所需支柱为型号为DW20-30/100。

炮采：采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护，支护型号DW20-30/100，数量为48根;支护大梁采用长3.2m的Π型钢梁，钢梁的数量为16根。每根顶梁下支设3根单体液压支柱，梁间距为0.2m，移步距为1.0m。

采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁20m段采用双排托棚支护，支柱型号DW25-30/100，数量为100根，顶梁采用长HDJA-1000的铰接顶梁。

8)回柱放顶：在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。支柱卸载时，必须使用回柱器，回下的支柱必须堆码整齐，不得影响退路。

9)初次来压和周期来压放顶

在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛(木垛每6米打一个，呈“井”字形)切顶。

(3)采区顺槽巷道支护的选择论证

采区顺槽巷道服务年限较短，因此，采用金支支护。

(4)掘进工作面支护选择论证

开采煤层埋藏较浅，结合邻近矿区的经验，认为采用金支支护是可行的。

(5)交岔点支护的选择论证

交岔点采用料石碹、砼或钢筋砼复合支护。

4、防止顶板事故的措施

(1)采煤工作面顶板事故的防治措施

主采煤层的顶板多为灰岩、粉砂岩，底板则多为粉砂岩。煤层顶底板力学强度很低，局部地段可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题。

1)回采工作面回采前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

2)采煤工作面必须保持至少两个安全出口，一个通到回风巷道，一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、残留煤柱或地质构造极为复杂的煤层，不能保持2个安全出口时，必须制定安全措施，并报矿总工程师审批后，方能按批准后的意见实施。

采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护;在此范围内的巷道高度不得低于1.8m;安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖。

3)采煤工作面的伞檐不得超过作业的规定，不得任意丢失顶煤和底煤，工作面浮煤必须清理干净，支架必须成排成行，保持直线。

4)采煤工作面必须经常存有一定数量的支护材料，本设计使用单体液压支柱，必须备有坑木，其数量、规格存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。

采煤工作面严禁使用折损的坑木、损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱，严禁金木混支;在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时，必须分段使用，严禁金木混支，并必须制定安全措施。

5)单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。单体液压支柱、金属铰接顶梁，在采煤工作面结束后或使用时间超过8个月后，必须升井进行检修。检修好的支柱还必须进行压力试验，合格后方能入井使用。

6)采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业，所有支架必须架设牢固，并有防倒措施;支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上;使用单体液压支柱时，初撑力不得小于90kN，严禁在控顶区域内提前摘柱，碰倒或损坏、失效的支柱必须立即恢复或更换。

7)在开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面;在进入采掘工作面工作前，首先进行敲帮问顶工作，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸，以免掉落伤人。采煤工作面采煤机割煤后，必须及时挂梁，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格按设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。

8)当遇顶板条件变化时，如过断层、过老巷等必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。

9)在回柱卸载时必须使用回柱器卸载，回下的支柱必须堆码整齐。回柱放顶时，必须站在顶板完整、支护完好的地方进行，回柱前必须事先清退路，以保证退路畅通。

10)回柱时，放顶人员必须站在顶板完整、支柱完好的安全地点工作，回柱放顶前必须事先清理好退路，确保退路畅通;回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

11)支柱打设必须迎山有劲，支柱打设必须成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。煤层倾角较大处，采煤工作面必须采取防倒、防滑的措施：

① 支柱应迎山支护，严禁支在浮煤上，要保证支柱有足够的支撑力。

② 支柱间可采用放到绳。

12)打柱时必须在金属顶梁上用小板将顶背实，确保不发生漏顶。

13)加强采掘工作面的工程质量的检查和验收，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合《作业规程》的规定。

14)在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须堆码整齐，保证退路畅通。

15)初次来压、周期来压期间的安全措施

①在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。在放靠放顶线第一、二排加打丛柱(一窝三柱)、戗柱，每隔一根基本支柱打一丛柱和戗柱，以加强支护。

②在初次放顶期间，必须由矿技术负责人组织人员编制初次放顶措施，初次放顶措施编制好后，必须报矿总工程师批准后实施。

③放顶人员必须站在支架完整的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶的安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。

④在初次放顶期间，必须派专人跟班，以检查初次放顶措施的现场落实兑现情况，如发现煤壁片帮、顶板掉碴、顶板下沉量增大等来压预兆时，必须及时将工作面所有人员撤至安全地点，只有待顶板垮落稳定，经安全员检查无危险后，工作人员方可进入工作面作业。

⑤在初次来压或周期来压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定专门强制放顶措施，并报矿总工程师审批后严格执行。

⑥在初次来压、周期来压期间，现场跟班人员，必须作好原始记录，并将顶板悬露面积等情况向矿长报告。如发现问题必须及时向矿长报告，采取措施进行处理。

16)采面收尾时的安全措施

①回采工作面收尾时必须编制安全措施，并报矿技术负责人批准后方可实施。撤出采面的机械设备，维护好采面的支柱。

②回采到停采线时要留出支护良好的最小控顶距空间，作为行人和运料用。

③用木垛将上出口维护好，在出口范围内不得堆放物料，以保证退路畅通。

④回柱顺序是由采空区向煤壁，由下向上，回柱工必须由熟悉顶板性质、责任心强的工人担任，回柱时必须有专人在现场观察顶板动向，采空区的支柱必须回收干净，回出的支柱必须及时运出采面堆放整齐。

⑤随着顶板的垮落，工作面温度升高，有害气体积聚，上出口要安设局部通风机加强通风。

17)在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干;狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。

(2)掘进工作面顶板事故的防治措施

1)掘进工作面开工前必须编制作业规程，情况发生变化时，必须及时修改作业规程或补充安全措施。

2)掘进工作面严禁空顶作业，靠近工作面10m内的支护，在爆破前必须架设牢固;掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒、崩坏的支架，之后方可进入工作面作业，修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行;出碴前，必须及时打上前探梁作临时支护，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。

3)在松软的煤、岩层及地质破坏带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施;在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。

4)支架间应设牢固的撑木或拉杆，支架与顶帮之间的空隙必须塞紧、背实。巷道锚喷时，碹体与顶帮之间必须采用不燃物充满填实，巷道冒顶部份，可用支护材料接顶，但在碹拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不小于0.5m。

5)更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还必须采取临时支护措施;在倾斜巷道中，必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。

6)掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，在揭露老空时，必须将人员撤到安全地点，只有经过检查，证明老空的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。

7)在延深下山时，必须在下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置，跑车防护装置与掘进工作面的距离为20m;斜井(巷)施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯，设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。上下人员必须走人行道，行车时红灯亮，行人立即进入 躲避硐，红灯灭后，方可行走。

8)由下向上掘进25度以上的倾斜巷道时，必须将溜煤(矸)道与人行道分开，防止煤(矸)滑落伤人。人行道应设扶手、梯子和信号装置。斜巷与上部巷道贯通时，必须有安全措施。