煤矿开采技术专业毕业设计.docx

煤矿开采技术专业毕业设计.docx

《煤矿开采技术专业毕业设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《煤矿开采技术专业毕业设计.docx（56页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

煤矿开采技术专业毕业设计

第一章采煤工作面概况及地质情况

第一节工作面概况

1：

工作面位置及井上下关系

水平名称一水平采区名称Ⅰ4地面标高28.16井下标高314.4398.9地面相对位置工广西南约1.6。

井下位置及与四邻关系本工作面上部为1005里工作面采空区，下部为107工作面采空区，东为Ⅰ4采区边界与1004、1006、1008工作面采空区相邻，西以Ⅰ4F1为界与1003工作面采空区及1001外工作面（未回采）相邻。

回采对地面设施的影响地面主要为农田和水沟，回采对地面设施无大影响。

走向长度m153~160倾斜长度m284~329面积m247275

155305

第二节煤层情况

工作面煤层情况见表2：

工作面煤层情况表

开采煤层10煤煤层厚度m1.5~5.25煤层倾角/（○）13~162.9114

煤层结构单一结构直接顶硬度5煤类

基本顶硬度5

可采指数%100变异系数%16.69稳定程度稳定

煤层情况描述工作面煤层稳定，煤层结构简单，为单一结构，煤层厚度1.5~4.0m，平均厚度2.91m。

本工作面煤层顶板为泥岩，易冒落，回采过程中要加强顶板管理。

第三节煤层顶底板情况

工作面煤层顶底板情况见表3：

工作面煤层顶底板情况

类别岩石名称厚度m岩性描述

老顶

直接顶泥岩2.8~4.26深灰色,致密,稍含植物化石碎片。

3.52

直接底泥岩7.63~12.58深灰色,质纯,致密,含少量植物根部化石及黄铁矿薄膜,含少量铝质。

9.92

老底

附图1：

1001工作面地层综合柱状图。

1001煤岩综合柱状图（1：

200）

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响

工作面内部地质构造简单，掘进施工过程中只在切眼揭露2条断层，落差分别为0.7m、1.1m，对回采有较小影响；另外Ⅰ4F1断层,该断层落差5~23m，掘进施工过程中未揭露，对回采无影响；风巷下段掘进施工过程中揭露火成岩区，在预计回采收作线已外，对回采无影响。

表4主要断层情况表

断层名称走向

（°）倾向（°）倾角（°）性质落差（m）对回采的影响

Ⅰ4F1200°110°90°正5~23m对工作面回采无影响。

F193°103°70°正0.7切2点，对回采有较小影响。

F259°349°70°正1.1切6点前16m,对回采有较小影响。

二、褶曲情况及其对回采的影响

工作面内无大的褶曲。

三、其它因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

工作面回采范围内无陷落柱和火成岩。

工作面地质条件

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

井田范围内，太原组中部普遍含有三层石灰岩。

即K2、K3、K4，厚分别为：

K2平均厚度5.00m，K3平均厚度4.13m，K4平均厚度4.25m。

K2、K3灰岩质纯，K4灰岩局部含泥质，节理发育，并有溶蚀现象、裂隙发育，据义棠偏店普查资料三层石灰岩岩溶裂隙均较发育，尤以K2石灰岩更为明显，一般探至该层位时消耗水量显著增加或全部漏失，最大达13m3。

一般也达3-7m3,水位一般在12--200m，最深达318.23m，以石灰岩各单位涌出量为0.0006-1.695L，渗透系数为0.004—6.918m，富水性较强为本区主要含水地层之一,1001工作面水文地质条件简单。

二、其它水源的分析

本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水，但对回采无影响。

工作面在回采过程中局部有顶板淋水，断层裂隙发育带皆干燥无水。

第六节影响回采的其它因素

一、回采的其它地质情况见表五。

二、冲击地压和应力集中区

预计局部的应力集中对正常回采影响不大。

影响回采的其它地质情况表表五

瓦斯

低瓦斯矿井，四层煤瓦斯绝对涌出量10m3。

2

低2矿井，四层煤2相对涌出量1.07立方米/吨,.

煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性，有爆炸危险性。

地温危害

无

冲击地压危害

无

第二章采煤方法和回采工艺

第一节采煤方法的选择

1、采煤方法及确定依据

⑴采煤方法：

1001工作面采用倾斜长壁综合机械化一次采全高俯采采煤法。

优点：

有利于防止煤壁片帮和架头漏顶事故的发生，工作面不易积聚瓦斯，有利于通风安全；有利于顶板管理等。

其缺点是，一、工作面俯采开采，采煤机割煤时，采煤机机身和滚筒受其重力沿倾斜方向的分力作用，加剧了导向滑靴和行驶滑靴的磨损，严重时造成采煤机掉道，不利于采煤机的稳定性；二、采煤机割煤时易啃底，装煤效率低；三、工作面输送机运行时，中部槽和刮板向煤壁侧偏移，降低了输送机的运输能力，同时，也易磨损中部溜槽、刮板及链条，应加强定期检修，发现问题及时更换。

⑵确定依据：

根据煤层赋存情况、采区及工作面巷道布置方式、回采工艺形式、现有技术、装备及管理水平等因素，决定采用综采。

2、工作面推进方式

工作面沿倾向后退式俯采回采。

3、采高确定

本工作面煤层厚度1.5~4m，选择的支架型号为4600-13/28,高度可调范围1.3~2.8m，煤机适应采高在1.8~4.05m。

要求1001工作面正常回采期间，采高最大不大于2.6m，机头和机尾采高不低于2.2m，其它地点采高最小不低于2.0m。

如果煤厚大于2.6m要选择跟顶丢底回采；当煤层变薄时，采高不得小于2.0m。

第二节巷道布置

一、1001运输巷

1001运输长度1510m，采用29U型棚支护，净高×净宽=3810×3000，双塘材、双笆片腰帮，双塘材、笆片、塑网过顶。

巷道断面为10.0m2。

巷道用途：

工作面进风、出煤。

二、1001回风巷

1001回风巷长度1510m，采用29U型棚支护，净高×净宽=3330×2590，双塘材、双笆片腰帮，双塘材、笆片、塑网过顶。

巷道断面为7.4m2。

巷道用途：

工作面回风、进料、行人用。

三、1001工作面切眼：

切眼长度157.2m，采用矿用11#工字钢支护，采用双塘材、双笆片腰帮，双塘材、笆片、金属网过顶。

切眼施工：

先施工导峒，后刷大成型，刷大侧为面向工作面侧；刷大时，采用矿用11#工字钢（长度为3600）作梁、2800工字钢作腿支护。

刷大时，所架设的工字钢梁与导峒所架设的工字钢梁搭茬600，搭茬交叉位置打走向挑棚，一梁三柱，挑棚梁采用厚度不小于160、长度2400的方木；腿子采用直径不小于160的圆木。

用途：

工作面出煤用。

附图2：

1001工作面平面图：

1001阶段巷道剖面图：

第三节回采工艺

一、工艺流程：

割煤→移架→推输送机→割煤（第二刀）

其中，中部支架操作程序一般为割煤-移架-推输送机；排头支架操作程序一般为割煤-推输送机-移架，要配合中部支架推运输机机头和机尾。

二、落煤方式：

1、割煤方式

⑴工作面采用煤机双向往返割煤落煤。

⑵上、下端头出现单体棚时，采用人工爆破落煤（爆破图表另附）。

2、进刀与割煤方法

⑴进刀方式：

采用端头割三角煤斜切进刀方式。

⑵割煤方法：

采煤机沿工作面自上而下割煤，要求追机及时支护顶板，移架距离滞后采煤机滚筒3~5m，推溜要滞后10~15m。

煤机到机头后，在机头进行进刀割三角煤，然后自下而上割煤、移架、推车、周而复始。

3、进刀过程：

⑴、煤机下行割到下端头，然后升上滚筒降下滚筒，煤机上行。

（图A）

⑵、煤机沿链板机弯曲段斜切进入煤壁，当煤机全部进入工作面直线后，把工作面链板机推至成直线。

（图B）

⑶、随后煤机升下滚筒降上滚筒，煤机下行割三角煤。

（图C）

⑷、煤机再次上行,并再次推移运输机头,即完成煤机端头斜切进刀自开缺口过程。

（图D）

4、煤机运行至上端头时,其进刀方式和下端头类同。

不再叙述。

5、附"进刀方式示意图"

三、装运煤：

1、装煤：

煤机割煤的同时,自行将煤装到运输机上,余煤由铲煤板随移溜铲到运输机上。

2、运煤：

采用以下设备运煤：

设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注

刮板运输机764/630部1刮板链速：

1.1m,输送量：

900,总装机功率：

630。

工作面车157m

刮板运输机80660V部1输送能力150。

100m机巷

胶带输送机40660V部2电压：

660V功率：

110

带速2m。

输送量400。

240m机巷200m运斜490m岩集四、工作面支护及采空区处理

第四节设备配备

一、工作面主要机电设备及技术特征表

设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注

支架4600-13/28架103

采煤机300/700/3.3台1总装机功率700

刮板运输机764/2*315/3.3部1中部槽外宽764157m工作面车

煤电钻1.2台1风巷一台备用

乳化泵315/31.5/660V台2流量400L两泵一箱

移动变电站1600-6/3.3台16：

高压，3.3：

低压

500-6/0.69台1

开关3002台3400/0.69台2200/660V台3

皮带机40660V台2输送带长度400m,带速2m。

刮板输送机80660V部1机巷

二、工作面设备配置的生产能力及问题分析

1、工作面生产能力分析

⑴、循环生产能力为：

155×0.6×2.60×1.40=338.5吨。

⑵、一个小班生产能力为：

155×0.6×2.60×1.40×2=677吨。

⑶、圆班最大生产能力为：

155×0.6×2.60×1.40×5=1692吨。

2、问题分析

1001工作面刮板运输机生产能力900，皮带机生产能力400，机巷刮板输送机的运输能力为150,煤机的最大牵引速度为8m，考虑到其它影响因素，影响系数取0.2，则煤机的每小时最大割煤量为：

8×60×0.6×2.6×1.4×0.8=838.7t。

所以必须*煤机的割煤速度，煤量要控制在150以下，这样影响了单产的进一步提高，工作面俯采度数大也将*单产的提高。

工作面在正常生产时，导向滑靴、中部溜槽、刮板及链条易磨损，应加强定期检修，发现问题及时更换，运输机的刮板、螺丝容易松动，必须在使用中随时注意检查维护。

在回采过程中，机巷的设备随回采前移，在移动过程中要注意对设备的保护，另外要安专人对巷道进行检查，对于宽度不够的地方要及时进行整改，避免影响工作面正常推采。

第三章顶板控制

第一节支护设计

一、液压支架支护强度校验

1、按经验法计算支护强度

⑴、根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度：

∑

（1）=0∑∑

（1）=2.6/（1.3-1）=8.7m；

式中：

采高2.6（m）

上覆岩层第i分层厚度（m）

上覆岩层第i分层岩石碎胀系数取1.3跨落带高度（m）

⑵、根据跨落带高度计算支护强度：

γα

=8.7×25×15°

=210.12

式中：

工作面支护强度，2上覆岩层跨落带高度8.7m

γ顶板岩石容重，3。

一般可取253

α工作面煤层倾角14°

2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度。

参考面为103工作面。

参考工作面矿压观测与本面矿压预计表

序号项目单位参考面实测本面预计

1顶底板直接顶厚度m3.493.52

基本顶厚度

直接底厚度m9.329.922直接顶初次跨落步距m2~42~43初次来压来压步距m11~1511~15

最大平均支护强度2500500

最大平均顶底板移近量180180

来压显现程度明显明显

4周期来压来压步距m7~107~10

最大平均支护强度2240240

最大平均顶底板移近量110110

来压显现程度明显明显

5

平时最大平均支护强度2200200

最大平均顶底板移近量90906直接顶悬顶情况m227底板允许比压2.42.48直接顶类型类ⅡⅡ

9基本*别级

10机巷道超前影响范围m15~3015~30

风m15~3015~303、选择本工作面支护强度

参照工作面的初次来压时的实测最大支护强度为：

5002，根据以上两个支护强度（、），选取其中最大值作为本工作面的设计支护强度，即5002（0.5）。

而4600-13/28型液压支架支护强度为0.73~0.77，说明此支架完全能满足对该顶板的支护要求。

4、支护设备的选择

工作面及上下端头使用4600-13/28型支架，上下安全出口采用1000型限位铰接顶梁配合25/100型单体支柱组成的基本支架加强支护。

三、液压支架适应性分析：

将工作面条件与所选液压支架适应性条件进行对比，分析支架适应性。

工作面条件与支架适应条件对比表：

项目工作面条件支架适应条件

采高2.0~2.6m1.3~2.8

倾角13~16°（平均14°）<20°

煤厚1.5~4.0m（平均2.91m）1.5~2.8m

煤层硬度一般硬~中硬

底板比压2.41.05

支护强度0.50.73~0.77

顶板种类泥岩中等稳定顶板

从上表比较可以看出：

1001工作面采用4600-13/28型综采支架能适应此工作面要求。

工作面在回采过程中进行观察，并记录数据，以备下个工作面选择其它支架。

四、乳化液泵站：

1、泵站选型

乳化液泵型号为315/31.5型，数量为2台，乳化液箱1台（即两泵一箱）；输液管路选用Φ32高压胶管，耐压34以上。

支架主回液管路为￠38胶管。

2、泵站位置

泵站安设在745联巷内。

3、泵站使用规定

包括泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度及检查方式等：

工作面乳化液泵站设司机管理，乳化液司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理，具备保养、处理故障的基本技能，经过培训，考试合格，取得操作资格证后，方可上岗操作。

泵站司机必须遵守下列规定：

⑴、泵站司机要严格执行操作规程及交*制度，必须配带乳化液浓度测试仪，每班检查乳化液浓度不少于2次，且认真填写乳化液浓度检查记录。

⑵、发现泵站开关、电动机、按钮、接线盒等电气设备无法避开淋水时，必须妥善遮盖。

⑶、电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，切断电源，撤出人员，进行处理。

⑷、泵压不低于30，乳化液浓度为35%，保证配液用水清洁。

泵站周围不得有积水、杂物，要有安全责任制和操作要求牌板。

⑸、修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀，不得在井下拆检各种压力控制元件，严禁带压更换液压件。

⑹、严禁擅自打开卸载阀、安全阀、蓄能阀等部件的铅封和调整部件的动作压力。

⑺、在正常情况下，严禁关闭泵站的回液截止阀。

⑻、供液管路设专人管理维护，管路要吊挂整齐，保证供液、回液畅通。

要按以下要求进行定期检查、检修，并作好记录：

①、每班擦洗一次油物、赃物；过滤器按一定方向每班旋转1~2次；检测两次乳化液浓度。

②、每天检查一次过滤器网芯。

③、每10天清洗一次过滤器。

④、每旬清洗一次乳化液箱，以防止杂质注入缸体，降低支柱性能。

⑼、操作时发现有异味、温度（泵、液）超过规定、压力表指示压力不正常，乳化液浓度、液面高度不符合规定，控制阀失效、失控，过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时，应立即停泵处理。

⑽、开泵前必须发出开泵信号；停泵检修时，要先发出信号，切断电源，断开隔离开关后方可检修。

⑾、无论是停泵还是开泵的工作期间，泵站司机均不得脱离岗位。

⑿、停泵后要把各控制阀打到非工作位置，勤檫开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。

⒀、按规定程序开、停泵，停泵后要卸载，不得重载起动泵，严禁开空泵。

⒁、在现场向*司机详细交待本班设备运转情况、出现的故障、存在的问题，按规定填写乳化液泵站工作日志。

第二节控顶方法

一、工作面支架主要技术特征：

项目内容

支架架型4600-13/28

支撑高度（m）1.3~2.8m

支架宽度（m）1.42~1.590m

支架中心距（m）1.5

初撑力（）3570

额定工作阻力（）4600

支护强度（）0.73~0.77

对底板比压（）1.05

泵站压力（）29

支架重量（t）13.36t

二、工作面支护及采空区处理

1、移架操作方式：

采用本架操作。

2、移架方式：

采用追机顺序移架。

（具体操作方法见第八章第二节）

3、推溜方式：

推溜滞后煤机3~5架进行，移溜时弯曲段长度>12m。

推溜步距保持在600，移溜后要使运输机成直线，其偏差不超过±50。

4、采空区处理：

采空区采取自行跨落法处理。

出现单体棚段时采用人工回柱放顶。

上下隅角采用人工充填的方式填实。

5、两巷支架的回撤：

两巷采用抹帽管理顶板，老塘采用人工回柱。

三、端头支护方法：

工作面端头采用4600-13/28型支架支护。

（具体见第八章第二节中上下端头支护方法）。

四、特殊支架

工作面上（下）端头出现单体棚段时，在距切顶线的位置各打一排走向挑棚加强支护顶板；工作面煤壁片帮或发生端面冒顶时，采用人工使棚超前支护管理。

（具体操作方法见第八章第二节）

五、两巷及超前管理方法

具体管理办法见第八章第八节中两巷超前管理方法。

六、顶板管理参数

项目阶段控顶距（m）初撑力（）放顶步距（m）端面距（）底板比压（）最大最小支架

支护4.173.4735700.6≤3402.4如果端头出现单体棚时支护上端头5上端头4≮701.2≤300下端6下端头5

七、支护质量要求：

（见第八章第二节中支护质量要求）

八、平剖面布置图（1：

100）

第三节矿压观测

1、矿压观测内容

矿压观测内容包括日常支架、支柱支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析、两巷超前压力观测、端面距和采高等。

工作面在"四个阶段"实施针对性监控。

初放期间强化监控、正常期间抽测监控、异常地段重点监控。

2、矿压观测方法

⑴、工作面回采前采区技术员要编制工作面矿压设计。

⑵、本工作面矿压监控应不少于21条线，上、下端头各设一条测线，其它监控线每5架一条，每条测线支架上、下立柱各安设一块测压表。

上、下端头及两巷抹帽棚的单体支柱要求棵棵监测,班班监控。

⑶、测压表管理及测压工作由专职测压人员负责。

测压员要对支架压力、支柱压力、支护质量和顶板动态进行监控，不得空班、漏检，不得弄虚作假。

⑷、泵站必须保持良好的工作状态。

泵压调定在30以上，支架的初撑力不小于24。

工作面单体液压支柱的初撑力不低于70棵，两巷单体液压支柱的初撑力不低于70棵，背帮柱初撑力不低于40棵，对达不到要求的要及时补液整改。

⑸、由各班工长负责对当班的矿压观测情况进行全面检查验收,并由跟班干部和安监人员签字后及时送生产管理部采煤矿压组。

⑹、生产管理部采煤矿压组要及时对监测资料进行分析、处理并打印成监控图表报送到采煤副总和生产单位。

生产单位值班人员要对出现的问题予以解决。

⑺、原始资料、计算机处理结果的图表和班队的评估要三符合，并将每月的资料装订成册，存档备查。

要求存档资料必须具有原始性、完整性、准确性、指导性和针对性。

第四章一通三防

第一节通风系统

一、工作面风量计算：

1.按气象条件计算

60×70%××××

=60×70%×1.5×7.3×1.1×1.2

=607

式中：

采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流中的温度从表1中选取，；

采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；

采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；

采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；

70有效通风断面系数；

60-为单位换算产生的系数。

表1采煤工作面进风流气温与对应风速

采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速201.020~231.0~1.523~261.5~1.8

表2采煤工作面采高调整系数

采高m2.02.0~2.52.5及放顶煤面

系数1.01.11.2

表3采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度m长度风量调整系数150.815~800.8~0.980~1201.0120~1501.1150~1801.21801.30~1.402.按照瓦斯涌出量计算

100××

=100×2.5×1.6

=400

式中：

采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯绝对涌出量，m3。

预计平均瓦斯绝对涌出量为2.5m3；

采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产期间连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取1.6；

100-按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1.0%的换算系数。

3.按照二氧化碳涌出量计算

67××

=67×2.0×1.5

=201

式中：

采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，预计平均绝对二氧化碳涌出量为2.0m3；

采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产期间连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，取1.5；

67-按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。

4.按公司规定计算

≥5005.初次选择

根据以上风量计算，1001工作面风量初次选择607m3。

6.风速验算

⑴按工作人员数量验算：

≥4607≥4×112=448

式中：

工作面同时工作的最多人数，取112人；

4-每人需风量，m3。

⑵按风速进行验算

①验算最小风量：

≥60×0.25××70%

607≥60×0.25×8.7=131

②验算最大风量：

≤60×4.0××70%

607≤60×4.0×5.8=1392

③综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量：

≤60×5.0607≤60×5.0×5.3=1590

式中：

采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；

采煤工作面最大控顶距，m；

采煤工作面实际采高，m；

采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；

采煤工作面最小控顶距，m；

0.25-采煤工作面允许的最小风速，；

70有效通风断面系数；

4.0-采煤工作面允许的最大风速，；

5.0-采煤工作面允许的最大风速，。

7.风量确定

根据以上风量计算及风量验算，1001工作面风量最后确定在607m3。

二、1001工作面通风系统

二）通风路线

新风：

地面—主斜井—-轨道暗斜井—二水平车场—-集中轨道巷—1001运输顺槽—-1001工作面。

乏风：

1001工作面—1001回风顺槽—集中回风顺槽—回风立井—地面。

附图：

通风系统图。

二、防治瓦斯

1、瓦斯检查

工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3-5小时检查一次，每班不少于2次检查工作面的瓦斯、二氧化碳、温度等情况，当工作面风流中瓦斯浓度达到或超过1.0%或二氧化碳浓度达到或超过1.5%时，必须停止工作，撤出所有人员，查明原因，采取措施进行处理。

瓦斯检查点分别设在:

回风隅角及距工作面煤壁线1050m处的回风顺槽风流中。

瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面50m附近，检查结果要及时填写，并及时汇报。

2、安全监测系统

一、瓦斯监控系统设计

1、监控系统的设备与设施

临涣煤电公司采用重庆煤科院公司90安全监控系统；分站型号为9016型，瓦斯传感器型号为9701A，断电器型号为3K，传感器型号为500（B），温度传感器型号为6。

2、监控系统的设置

1001风巷与1001机巷各安装一个断电器。

T1、T2、T0断电范围均为1001工作面及回风流内全部非本质安全型电气设备。

3、监控系统

⑴监控系统敷设路线：

采区变电所→集中轨道巷→1001回风巷风门→T2瓦斯传感器（传感器、温度传感器）→1001回风巷→T1瓦斯传感器、T0瓦斯传感器。

⑵T0报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<1.0%；

T1报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<1.0%；

T2报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.0%，复电浓度<1.0%。

T0、T1、T2断电范围均为1001