8101综采工作面皮带顺槽施工作业规程.docx
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8101综采工作面皮带顺槽施工作业规程
XX煤矿8101轨道顺槽及尾巷(8103轨道顺槽)施工
作业规程
总工程师:
工程部:
安检部:
机电部:
通风部:
技术部:
地测部:
编制:
施工单位:
日期:
2007年12月
第一章:
概况------------------------------------------------------------------(3)
第二章:
地质及水文地质情况-------------------------------------------(4)
第三章:
巷道断面及支护---------------------------------------------------(6)
第四章:
施工工艺------------------------------------------------------------(9)
第五章:
生产系统-----------------------------------------------------------(12)
第六章:
劳动组织、正规循环作业及主要技术经济指标-----------(17)
第七章:
质量标准及文明生产要求--------------------------------------(18)
第八章:
安全技术措施-----------------------------------------------------(22)
第九章:
避灾路线及安全自救和互救-----------------------------------(57)
第十章:
作业规程贯彻学习-----------------------------------------------(62)
XX煤矿8101轨道顺槽及尾巷
(8103轨道顺槽)施工
作业规程
第一章概况
一、井田概况
保安煤矿位于阳泉市西部,距阳泉市约20Km,石太公路(307国道)从井田以南和石太铁路平行通过,太旧高速公路从井田南部通过,区内交通较为便利。
井田地面行政区属山西省阳泉市和寿阳县所辖,地理坐标为东径113017′13″-113022′32″,北纬37051′47″-37053′34″。
井田位于太行山脉北段西侧,山西黄土高原东部,属中高山区,井田内地形起伏较大,区内最低标高+881.6m,最高标高+1217m,相对高差336m。
矿井工业场地位于大阳窑和小阳窑村之间,主井口坐标为:
X=100822.017,Y=81962.563,井口标高+939.500,井底标高+315;副井口坐标为:
X=100889.634,Y=81965.442,井口标高+939.5,井底车场水平标高+315,风井口坐标为:
X=100770.289,Y=81906.332,井口标高+941,井底车场水平标高+380m。
二、工程概况及用途
8101综采工作面为保安煤矿首采工作面,轨道顺槽、尾巷(即8103轨道顺槽)均位于工作面东部,轨道顺槽与尾巷平行布置,相距25m(两巷中—中),并每隔80m用横贯相连。
轨道顺槽北至切巷,南经溜煤眼与9#煤皮带大巷相透。
尾巷北至切眼巷,南与8#煤回风巷相连,全长1224m,也是沿8#煤顶板掘进的半煤岩巷道。
轨道顺槽主要用于8101综采工作面的通风、材料运输、行人及其它辅助项目。
尾巷用于8101综采工作面瓦斯排放专用巷
8101综采工作面轨道顺槽及尾巷平面图见附图一。
第二章地质及水文地质情况
一、地质情况
8101综采工作面轨道顺槽及尾巷均沿8#煤顶板掘进,在石炭系上统太原组(c2t)地层中,主要由黑色、黑灰色砂质泥岩、灰色、灰白色砂岩组成,构造简单。
井田总的构造形态为:
西部在地质走向近东西,倾向南,往东地质走向转向西北,倾向南面的单斜构造,井田内地质倾角平缓,一般5-120。
断层稀少,经野外地质调查,在部分钻孔中有所揭露陷落柱。
保-1孔中,在595.74m以下见到陷落柱,层位在K1以下。
3-5孔从670m以下见到陷落柱,应在以后采掘过程中加以注意。
二、水文地质
井田区内含水层可分为三类:
孔隙含水层、裂隙含水层、裂隙溶岩含水层。
井田内隔水层较多,各含水层之间都有厚度稳定的泥岩、砂质泥岩可起到隔水作用。
矿井涌水量62.5m3/h,最大涌水量125m3/h。
8101综采工作面煤层形态简单,预计涌水量不大,对掘进没有大的影响。
三、瓦斯
保安煤矿由于煤质变质程度深,覆盖层厚且致密,瓦斯逸散条件不好,煤质瓦斯高,是瓦斯富集地带。
根据地质报告,各层瓦斯成分平均在75.28-93.55%之间,瓦斯含量平均4.09-16.331ml/g,矿井生产期间瓦斯绝对涌出量预计90.47m3/min,属高沼气瓦斯矿井。
8101综采工作面轨道顺槽及尾巷掘进,向北穿过NE轴向的向斜构造,下坡3-50,穿过向斜轴再向北上坡3-50,并接近或穿过向斜倾伏部位。
8#煤瓦斯含量高,遇应力集中及上述地质构造时,可能有煤与瓦斯突出危险性。
因此,8101综采工作面轨道顺槽及尾巷沿煤层施工时按有煤与瓦斯突出危险管理。
四、煤层赋存情况
8101综采工作面轨道顺槽及尾巷掘进揭露的8#煤,位于石炭系上统太原组(c2t)地层中,黑色,玻璃~金刚光泽,性硬,硬度大于2.5,条痕为褐黑色,眼球状及阶梯状断口,上部具有大量黄铁矿结核,内外生裂隙发育,以镜亮煤为主,层状构造,属光亮型煤,夹矸为炭质泥岩。
8#煤厚度1.63m,上部含夹矸一层,属简单结构煤层。
五、煤层自燃
各煤层均为不易自燃煤层,但相邻矿15#煤有自燃现象,应引起足够重视。
3#煤层有爆炸危险性,其它煤层属无爆炸危险性。
六、顶、底板岩性
老顶:
粉砂岩,厚度6.39m,深灰~灰黑色,薄至中厚层状,粉砂状结构,断口平坦状,局部具植物化石碎片,波状及透镜状层理发育,局部具裂隙,充填方解石细脉。
直接顶:
泥岩,厚度6.55m,灰黑色,厚层状,泥质结构,断口参差状及平坦状,局部具菱铁质结合,偶具裂隙,充填方解石细脉,中部具挤压现象,并具滑面。
伪顶:
炭质泥岩,厚度0.4m,灰黑色,中厚层状,炭泥质结构,断口平坦状及贝壳状,局部具页片构造,水平层理,底部煤层顶部具黄铁矿。
直接底:
泥岩,厚度1.45m,灰~深灰色,中厚层状,泥质结构,断口平坦状,富含植物根化石碎片,中下部具黄铁矿结核,偶具滑面。
老底:
粉砂岩,厚度9.5m,深灰色,薄至中厚层状,粉砂质结构,上、中部泥质含量稍高,下部细砂质含量渐增,断口平坦状及参差状,偶具裂隙,充填方解石薄膜及细脉,中、上部具植物根茎化石碎片。
七、地质综合柱状图
综合柱状图见附图二。
第三章巷道断面及支护
一、巷道断面
皮带顺槽设计为矩形断面,巷道规格为净宽4200㎜,净高2400㎜,荒宽4400㎜,荒高2500㎜,水沟规格宽×深=300×200㎜。
巷道断面:
S净=10.08㎡,S荒=11㎡。
二、支护
轨道顺槽及尾巷采用锚杆、网、钢带、锚索联合支护。
1、支护说明
(1)顶部首排采用Φ20×2000㎜树脂锚杆,间排距800×800㎜,由巷中向两侧布置,顶角两锚杆分别外甩150。
两帮采用Φ18×1800㎜树脂锚杆,间排距800×800㎜,帮上部锚杆距巷道顶板300㎜,下部锚杆距巷道底板500㎜。
第二排顶部中间一根Φ20×2000㎜树脂锚杆,左右两侧距巷中1000㎜处各布置一根Φ15.24×8300㎜锚索,锚索外侧800㎜处各为一根Φ20×2000㎜树脂锚杆,顶角两锚杆仍各外甩150。
第三排为锚网支护,第四排为锚网、锚索支护,依次类推。
顶板锚杆锚固剂规格Φ23×600㎜,两帮锚杆锚固剂规格为Φ28×500㎜,锚索锚固剂规格为Φ23×1200㎜。
(2)全断面铺设菱形网,顶网规格4400×900㎜,帮网规格2500×900㎜。
(3)顶部采用W钢带,钢带规格4400×220×4㎜。
(4)顶、帮锚杆托盘规格为100×100×10㎜,锚索托盘规格120×120×10㎜,两帮除使用原锚杆托盘外,另增设规格为400×120×55㎜的12#槽钢托盘。
(5)停产或煤柱段支护另增设全断面喷砼,喷砼厚度100㎜,强度C20,回采段巷道为裸露巷道。
(6)溜煤眼硐室为拱形断面,长度7400㎜,净宽5600㎜,荒宽5840㎜,墙高1100㎜,拱高2800㎜,硐室净高3900㎜,荒高4120㎜,基础100㎜,喷厚100㎜,强度C20,支护采用Φ18×2200㎜树脂锚杆,间排距800×800㎜,拱部铺设Φ6㎜2.1×1.1m焊接钢筋网,网格100×100㎜,墙部铺设普通铁丝网。
溜煤眼中心上方顶板墙高1m,长×宽=1.3×3m的断面,以备施工溜煤眼使用。
(7)因8101尾巷皆作8103轨道顺槽,为防止在8101回采过程中由于矿压导致此巷道底版鼓起,故在8101尾巷除以上支护外在底板打ф20×2000mm树脂锚杆,间排距800×800mm,由巷中向两侧布置。
2、支护要求
(1)锚杆锚固力在岩层中不小于70KN,煤层不小于30KN,螺母扭矩力岩层中不小于120N·M,煤层中不小于60N·M;锚杆外露长度从托盘算起为30—50㎜;锚杆尽可能与巷道周边及岩层层理面垂直,角度不小于750;锚杆托盘严格按设计要求规格使用,不得用其它规格托盘代替。
(2)锚索预紧力不小于120—150KN,外露长度150—300㎜之间,锚索托盘严格按设计要求使用。
(3)菱形网铺设要紧贴煤(岩)壁,相互搭接不少于100㎜,并每200㎜用14#双股铅丝联一道,扭结不少于3圈。
(4)W钢带压紧菱形网,锚杆(索)托盘贴紧钢带。
(5)锚杆(索)角度必须符合设计要求,不得出现穿皮现象。
(6)皮带顺槽设计为沿煤层顶板施工,爆破时不得破坏伪顶,沿伪顶进行永久支护;若伪顶离层脱落,可沿直接顶进行永久支护。
(7)巷道超高、超宽部位,每超宽500㎜增加一根Φ20×2000㎜顶锚杆,每超高700㎜增加一根Φ18×1800㎜帮锚杆。
(8)炮掘够锚杆排距后,在临时支护下及时打锚杆(索)进行永久支护,锚杆(索)距迎头距离不得超过400㎜。
(9)综掘迎头必须割一排锚一排,最大切割距离不得超过1.1m,空顶距离不得超过300㎜。
(10)施工单位必须配备检测工具,每施工30—50m或每打300根据锚杆做一次拉拔力试验,锚索逐根试验,并做好记录。
轨道顺槽及尾巷支护断面图(锚杆)见附图三。
轨道顺槽及尾巷支护断面图【锚杆(索)】见附图四。
第四章施工工艺
一、中腰线标定的方法和要求
1、巷道掘进时,地测部门按设计图及时标定中腰线,挂在无风筒一侧或巷道中部,施工单位要严格按线施工。
2、随着巷道的延伸,地测部门每隔20-30m引线一组,每组不少于4根,或者安装激光指向仪,但至少100m定一组延伸线。
3、施工单位对施工用线要妥善保护,发现有问题要及时通知测绘部门校对。
4、若遇地质构造时,地测部门要及时校定中腰线。
5、巷道拐弯或贯通时,地测部门要提前20m下达通知书。
二、施工工艺
轨道顺槽及尾巷在运输系统尚未形成前及遇地质构造时,采用打眼放炮的方法作业;待运输系统形成后,正常情况下采用机掘。
1、炮掘
(1)施工方式
凿煤(岩)采用YT—28型凿岩机与7655型钻架,配合Φ22×2000㎜中空六棱钢钻杆及Φ32㎜“一”字型钻头湿式凿煤(岩),使用三级煤矿许用乳化炸药,1—5段毫秒延期电雷管(最后一段延期时间不得超过130毫秒),选用MFB—100型起爆器引爆;ZMC—30型全液压侧卸式装载机装煤(岩),实行煤、岩分装分运,矿车运输;锚杆机、锚索机钻眼进行永久支护。
(2)降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥装炮、装载前洒水、爆破时使用喷雾、爆破后冲刷煤(岩)壁、开放水幕。
(3)工艺流程
安全检查----钻掏槽眼----装药放炮----钻周边眼----装药放炮----出煤----钻底眼----装药放炮----出矸----临时支护----永久支护
2、机掘
(1)施工方式
使用EBZ132S标准型掘进机截割、装煤(岩),刮板运输机、皮带运输机运煤(岩),锚杆机、锚索机钻眼进行永久支护。
(2)降尘方法
综掘迎头采用综掘机外喷雾和二次负压降尘装置、除尘风机、转载点喷雾、净化风流、冲刷巷壁、个体防护等综合防尘措施。
(3)工艺流程
安全检查-----截割-----装运煤(岩)-----临时支护-----永久支护-----延长运输机
三、爆破作业
1、炮眼布置
(1)掏槽眼:
采用垂直楔形掏槽,间距1.5m,排距0.5m,眼数6个,眼深比其它眼加深0.2m,眼底间距0.4m。
(2)周边眼:
首先按光爆要求在设计轮廓线上按距帮、顶、底0.2m的位置布置炮眼,顶、帮眼眼距0.4m,底眼眼距0.67m。
施工中根据岩层变化及时调整,确保巷道成型。
(3)辅助眼:
按眼距0.55m均匀布置在掏槽眼与周边眼之间。
2、装药结构
采用正向不偶合装药法,炮眼用水炮泥填满封实,封泥长度不得低于0.5m,采用分次起爆的方法,按先掏槽眼,再辅助眼及顶、帮眼,最后底眼的顺序爆破。
3、爆破材料
采用三级煤矿许用乳化炸药,1—5段毫秒延期电雷管(最后一段延期时间不得超过130毫秒),MFB—100型发爆器起爆。
轨道顺槽及尾巷爆破图表及机掘切割流程图见附图五。
轨道顺槽及尾巷爆破参数表和预期爆破效果表见附表一、二。
四、装、运煤(岩)方式
炮掘爆落的煤(岩),使用ZMC—30型全液压侧卸式装载机装煤(岩),矿车运输,实行煤、岩分装分运;机掘截割下的煤(岩)均用掘进机装运,用刮板运输机和皮带运输机经溜煤眼、皮带大巷、上仓皮带巷及主井提升至地面。
五、临时支护
炮掘及机掘均采用圆木进行临时支护。
炮掘爆破后,先进行敲帮问顶,装完煤(岩)后,再进行穿鞋戴帽打点柱。
机掘截割下的煤(岩)装运后,先进行敲帮问顶,再进行穿鞋戴帽打点柱。
工作面点柱数量为3—6根,圆木直径不小于Φ16㎝,长度2—2.4m;木鞋规格为150×150×300㎜;木帽规格40×200×500㎜。
轨道顺槽及尾巷临时支护图见附图六。
六、沿煤层掘进防突管理
轨道顺槽及尾巷沿煤层施工时,无论炮掘或机掘,必须坚持打释放钻孔,间排距500×500㎜,孔深8m,孔径不小于ф60㎜,打8m掘3m,保留5m的超前距离,依次重新打释放钻孔。
轨道顺槽及尾巷卸压钻孔、释放钻孔布置图见附图七。
七、设备配备
轨道顺槽及尾巷炮掘或机掘施工时,配备YT—28型风钻8台,JD—25kw绞车2台,5.5kw水泵4台,2×37kw风机、4台,ZMC—30型装煤机2台,锚杆机4台,锚索机4台,锚杆搅拌器6台,风镐6部,EBZ132型掘进机2台,刮板运输机2部,皮带运输机2部,7.5kw钻机二台。
轨道顺槽及尾巷设备配备表见附表三。
第五章生产系统
一、通风系统
1、、风量计算
(1)按工作面同时最多人数需风量计算
Q=4NK=4×25×1.25=125m3/min
式中:
4-每人每分钟所需风量m3/min;
N-工作面同时工作最多人数;
K-通风不均衡系数。
(2)按瓦斯涌出量所需风量计算
Q=100kq=100×2×2=400m3/min
式中:
K-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2;
Q-掘进工作面实际需风量,m3/min;
q-掘进工作面绝对瓦斯涌出量(暂定按不超过2m3/min)。
(3)按炸药消耗量需风量计算
Q=25A=25×7.4=185m3/min
式中:
25-1kg炸药爆破后需要供风量;
A-一次爆破使用的最大炸药量,kg。
(4)按最低风速计算
Q=0.25×60×10.08=151.2m3/min
根据以上计算采用2×37KW风机能满足工作面风量需要。
2、局扇选型
根据风量计算,考虑到新区瓦斯没有抽放,正常生产时用2×37千瓦风机1台正常运转,确保通风安全。
3、风速验算:
按1台风机正常运转验算,由于2×37千瓦风机正常工作有效风量为450-680m3/min。
则风速Vmin=450÷10.08÷60=0.74m/s
Vmax=680÷10.08÷60=1.12m/s
由于Vmin=0.74m/s>0.25m/s
Vmax=1.12m/s<4m/s
式中:
0.25m/s、4m/s分别是工作面巷道最低和最高风速。
经风速验算,以上风机选择符合风速要求。
4、风机安装
风机安装在爬坡斜巷上车场到新鲜风流处,且距回风口不小于10m。
实行双风机、双电源,并能自动倒台,做到三专两闭锁。
5、通风系统
轨道顺槽:
爬坡斜巷上车场(局扇)----二中斜巷----工作面----横贯----尾巷----83煤回风巷----总回风大巷----风井----地面
尾巷:
爬坡斜巷上车场(局扇)----二中斜巷----横贯----工作面----尾巷----8#煤回风大巷----总回风大巷----风井----地面
通风系统图见附图九。
二、压风系统
1、压风管路管径:
4寸。
2、压风管路材质:
钢管。
3、压风系统
轨道顺槽:
地面----副井----+315井底车场----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----工作面
尾巷:
地面----副井----+315井底车场----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----横贯----工作面
压风系统图见附图十。
三、供水系统
1、供水管径:
2寸。
2、管路材质:
钢管。
3、供水系统
轨道顺槽:
井底水窝----+315井底车场----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----工作面
尾巷:
井底水窝----+315井底车场----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----横管----工作面
供水系统图见附图十一。
四、排水系统
1、排水管径:
2寸。
2、管路材质:
钢管。
3、排水系统
轨道顺槽:
工作面----二中斜巷----爬坡斜巷----+315轨道石门----+315井底车场----中央水仓----副井----地面
尾巷:
工作面----横贯----二中斜巷----爬坡斜巷----+315轨道石门----+315井底车场----中央水仓----副井----地面
排水系统图见附图十二。
。
五、安全监测系统
1、甲烷传感器及断电仪的配备和使用
掘进工作面甲烷传感器安设在风筒对帮距迎头不大于5m的巷道上方,垂直悬挂,距顶板不大于300㎜,距巷帮不小于200㎜的位置,其报警浓度为1%,断电浓度为1.5%,复电浓度为1%。
回风甲烷传感器安设在距回风口10—15m范围内,断电浓度为1%,断电范围为回风口以里所有电器设备。
2、便携式甲烷报警仪的配备和使用
工地管理人员、爆破工、班(组)长、机电维修工等下井时,必须携带便携式甲烷报警仪,报警点为1%。
六、供电系统
1、供电负荷统计
综掘机194.5kw、装载机30kw、刮板输送机40kw、皮带输送机40kw、绞车25kw、钻机7.5kw、水泵5.5kw、局扇37kw、照明信号综保4KVA。
2、供电方式
双回路、双电源,风电闭锁、瓦斯电闭锁。
3、供电系统
轨道顺槽:
中央变电所----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----工作面
尾巷
中央变电所----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----横贯----工作面
供电系统图见附图十三。
七、运输系统
1、运料路线
地面----副井----+315井底车场----+315轨道石门----爬坡斜巷----二中斜巷----横管----工作面
2、运矸路线
轨道顺槽:
工作面----轨道巷----溜矸眼----+315轨道大巷----+315轨道石门---+315井底车场----副井----地面
尾巷
工作面----横管----轨道巷----溜矸眼----+315轨道大巷----+315轨道石门---+315井底车场----副井----地面
3、运煤路线
轨道顺槽:
工作面----轨道巷----9#煤皮带大巷----上仓皮带巷----煤仓----主井----地面
尾巷:
工作面----横贯----溜煤眼----9#煤皮带大巷----上仓皮带巷----煤仓----主井----地面
运输系统图见附图十四。
八、通信系统
本工作面安设的电话能和地面及井下各安装有电话的地点直接联系。
第六章劳动组织、正规循环作业及主要技术经济指标
一、劳动组织
炮掘采用“三·八”制正规循环作业,每班一个循环,循环进尺1.6m;机掘采用“四·六”制正规循环作业,每天三班掘进,一班检修,机掘每班三个循环,循环进尺1m。
劳动力配备表见附表四。
二、正规循环作业
1、炮掘
工作面每月按25天生产,每班进尺1.6m计算:
日进尺:
1.6×3=4.8m
月进尺:
4.8×25=120m
2、机掘
工作面每月按25天生产,每班进尺3m计算:
日进尺:
3×3=9m
月进尺:
9×25=225m
炮掘正规循环作业图表见附表五。
机掘正规循环作业图表见附表六。
三、主要经济技术指标
主要经济技术指标见附表七。
第七章质量标准及文明生产要求
一、质量标准
1、质量标准明细表见附表八。
2、管路安装
(1)管路托管梁间距不得大于7m。
(2)管路设置在水沟上方。
(3)管路中心距轨道中心不小于900mm。
(4)各种阀门、法兰等向上倾斜且与水平线呈50度夹角设置。
(5)托管梁与水平线夹角不得超过±1度。
(6)管路每50m设置一个总阀门。
(7)各种管路附件齐全完整。
(8)管路安装完毕,做到工完料净,现场清洁卫生。
(9)管路不得有跑、冒、滴、漏现象。
3、锚杆安装
(1)锚杆角度≥750。
(2)锚杆间排距800×800mm,允许偏差±100mm。
(3)锚杆锚固力不小于设计90%。
(4)托盘紧贴壁面。
(5)锚杆安装后外露不大于50mm。
4、菱形网铺设
(1)菱形网必须紧贴壁面铺设,搭接长度100㎜,并每隔200㎜用14#铅丝连一道。
(2)菱形网使用前应清除锈污。
5、锚索安装
(1)锚索钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于30
(2)锚索安装深度不小于设计深度的95%。
(3)锚索索定后的预应力的最小值不小于设计的90%。
(4)锚索外露长度在150—300㎜之间。
二、文明生产要求
1、作业规程编制
(1)内容符合《煤矿安全规程》及上级有关规定。
(2)施工及地质条件变化时有补充措施。
(3)内容齐全,外观整洁,图文清晰,保存完好。
(4)审批、贯彻手续完备,有贯彻、考核和签名记录。
2、综合防尘
(1)采取湿式钻眼。
(2)采取冲洗巷帮、装煤岩洒水降尘措施。
(3)放炮时用水炮泥、喷雾降尘,巷道内有风流净化装置。
(4)作业人员佩戴个体防护用品。
3、临时轨道
(1)临时轨道轨距误差不大于10㎜、不小于5㎜,轨道接头间隙不超过10㎜,内错差、高低差不大于5㎜,水平误差不大于10㎜。
(2)轨枕间距不大于1m,连接件齐全紧固有效。
(3)无杂拌道,轨枕无浮离、空吊板现象。
(4)刮板输送机、带式输送机机头机尾牢固,铺设平、稳、直,运行可靠。
4、局部通风
(1)通风系统合理。
(2)风筒吊挂整齐,逢环必挂,不漏风。
(3)工作面风筒不落地,风筒口距工作面距离不超过5m。
(4)实现风电闭锁、瓦斯电闭锁。
5、巷道卫生
(1)巷道内无杂物、无淤泥、无积水(淤泥、积水长