推荐锦源煤矿1502运输巷防突设计 精品 精品.docx
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水城县化乐锦源煤矿
1502运输巷专项防突设计及安全技术措施
编制人：
卜大勇
编制日期：
20XX年8月26日
1502运输巷掘进工作面
专项防突设计及安全技术措施
前言
锦源煤矿根据贵州省能源局文件黔能源发[20XX]152号关于对《关于对转报〈关于报审〈水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告〉的报告〉的报告》的批复：
20XX年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了《水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》。
鉴定结论为：
（1）锦源煤矿2#煤层在鉴定范围（标高+1384m以上的2#煤层）内无突出危险；
（2）锦源煤矿31#煤层在鉴定范围（标高+1384m以上的31#煤层）内无突出危险；（3）锦源煤矿5#煤层在鉴定范围（标高+1384m以上的5#煤层）内无突出危险。
为认真贯彻落实“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针，杜绝煤与瓦斯事故的发生，由于本矿在国家划定的煤与瓦斯突出矿井范围内，因此，本矿按有煤与瓦斯突出危险性矿井管理。
根据《煤矿安全规程》的有关规定，为实现我矿20XX年安全生产目标、保证职工的生命安全，结合本矿实际，特制定锦源煤矿1502运输巷掘进工作面专项防突设计及安全技术措施
一、防突工作原则
防突工作必须坚持区域防突措施先行，局部防突措施补充的原则。
采掘工作做到“不掘突出头、不采突出面，做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、先抽后揭、先抽后掘、先抽后采、效果达标”。
二、工程概况
1、位置关系:
1502运输巷位于锦源煤矿南翼5＃煤层内，开口位置标高为+1428水平。
地表无建筑物，地表垂深26-455m。
2、巷道设计长度：
主斜井延伸段总长度为450米。
3、巷道布置位置：
布置在5#煤层的中按照设计方位角2860、坡度60-100。
4、作业方式及巷道规格1502运输巷采用炮掘，巷道断面形状为矩形，巷道宽度3600mm,高度2500mm,S=9m2.
5、通风方式：
采用2×15KW对旋局部通风机压入式通风。
三、锦源煤矿地质概况
（一）地质构造
1、褶皱：
锦源煤矿位于比德向斜西南翼中段的白泥滥坝向斜成煤矿带，为单斜岩面，岩层倾斜北东，倾角8-120，平均100。
2、断裂：
矿区范围内主要见F6\F7\F9和F10断层。
F6断层：
走向SW-NE,倾向NW，正断层，断距约40-100m,倾角50-800，断层面呈缓波形。
F7断层：
走向NEE-SWW,倾向SE,正断层，断距约20m左右，倾角650左右，在大寨交于F6断层。
F9断层：
实际落差5m，倾角72-750，在沙地交于F10断层。
F10：
走向NE-SW,倾向SE,正断层，断距约40m，倾角65-700，在白岩脚交于F7断层。
本工作面从以往揭露的断层情况来看，在北侧F7断层，预计有断层伴生，掘进中地质部门作好预测预报。
（二）、煤层赋存情况
（1）煤层特征
矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组（P3l），龙潭组含煤岩系由上至下产煤7层（2#、3-1#、3-2#、5#、6-1#、6-2#、32#煤层），2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层厚度变化较小，较稳定，是区内的主采煤层，3-2#、32#煤层不稳定，在本区内属不可采煤层，煤层走向NNW～SSE，倾向NE°，倾角8～12º，平均10º。
锦源煤矿现可采煤层为2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层,见表。
锦源煤矿矿区煤层间距及煤层特征表
序
号
含煤地层
煤层
编号
煤层
平均
厚度
（m）
煤层层间距
（m）
煤层
夹矸数
煤层
结构
稳定性
煤层
平均
倾角
（度）
顶底板岩性
顶板
底板
1
龙潭组
2
1.2
8
0～2
简单
稳定
8
泥岩
细砂岩
2
龙潭组
3-1
1.1
0～2
简单
较
稳定
8
泥质粉砂岩、灰岩
泥岩
24
3
龙潭组
5
1.4
0～2
简单
稳定
8
泥质粉砂岩
泥岩
21
4
龙潭组
6-1
1.5
0～3
简单
较
稳定
8
粉砂质泥岩
泥岩
3
5
龙潭组
6-2
0.9
0～2
简单
较
稳定
8
粉砂岩
泥岩
（2）煤岩类型
1、煤质
根据贵州省煤田地质局地质勘察研究院20XX年2月提交的《贵州省六盘水市化乐普查区煤矿普查地质报告》（初稿）煤质分析，矿区2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#的煤质资料参见表
锦源煤矿煤层煤质分析一览表
煤层
水分
Mad（%）
灰份
Ad（%）
挥发份
Vdaf（%）
硫份
St,d（%）
发热量
Qnet,d（MJ/kg）
2
1.13
21.05
17.99
1.74
35.44
3-1
1.04
26.41
17.64
1.95
35.38
5
1.19
21.46
17.90
1.54
35.45
6-1
1.11
17.37
16.68
1.26
35.47
6-2
0.95
23.26
16.74
1.63
35.39
2、物理性质
2#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为灰黑色半亮型，具强玻璃光泽，细条带状结构，层状构造。
3-1#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮～半暗型，具强玻璃光泽，细～中条带状结构，层状构造。
5#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮型，具强玻璃光泽，块状及细～中条带状结构，层状构造。
6-1#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮型，具强玻璃光泽，块状及细～中条带状结构，层状构造。
6-2#煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色、灰黑色半亮～半暗型，具强玻璃光泽，细条带状结构，层状构造。
综上所述，矿区内煤层煤的类型属中灰、中低硫、高发热值的贫瘦煤。
三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温
1.瓦斯赋存情况
根据业主提供的《贵州省水城县化乐锦源煤矿储量核实报告》，报告中没有煤层瓦斯含量、煤层瓦斯压力、煤层透气性系数、瓦斯涌出量等资料，今后煤矿建设生产过程中业主应委托有资质的单位对煤层进行瓦斯含量、瓦斯梯度、煤层透气性系数、煤层瓦斯压力等有关煤层瓦斯数据的测定工作，并根据瓦斯地质资料，制定矿井瓦斯管理方案及措施，以指导矿井安全生产工作。
瓦斯在煤体中存在的状态有二种：
一种叫游离状态，一种叫吸附状态。
（1）、游离状态（自由状态）
游离状态也称为自由状态，它是以自由气体的形式存在于煤、岩体的孔洞和裂隙之中，并呈现一定的压力，可自由流动。
其游离瓦斯数量的多少，主要取决于煤、岩体孔隙和裂隙体积的大小。
（2）、吸附状态（包括吸着状态和吸收状态）
吸着状态是瓦斯分子在孔隙表面固体分子引力的作用下，在孔隙表面形成紧密的很薄的瓦斯吸附层，吸附状态的瓦斯不能自由流动。
吸收状态是瓦斯分子在较高的气体压力作用下，已深入到煤体的分子团的内部，和气体溶解于液体的现象相似。
吸附状态瓦斯数量的多少，决定于煤体结构的特点，瓦斯压力，煤的温度和湿度等因素的影响。
据分析计算，在自然条件下，煤层中吸附状态存在的瓦斯约占90%，而自由状态存在的瓦斯仅占10%，这说明了绝大多数瓦斯是以吸附状态存在的煤体的。
瓦斯在煤体中的存在状态不是固定不变的，在一定条件下，游离状态与吸附状态的瓦斯是处于动平衡状态，即瓦斯分子处于不断交换之中。
若在外界条件发生变化时，使原有的平衡遭到破坏，将出现吸附现象和解吸现象。
瓦斯含量一般随标高的降低而增加，在垂向上同一钻孔瓦斯含量随深度增加而增长，即随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量随之增加；在垂向上同一钻孔瓦斯含量随深度增加而增长。
2.煤层瓦斯含量
根据经验公式计算，该矿井各煤层瓦斯含量见表
各煤层瓦斯含量
煤层编号
2
3-1
5
6-1
6-2
矿界内最低开采标高（m）
+1282
+1273
+1248
+1232
+1229
煤层瓦斯含量（m3/t）
11.7
8.16
9.7
13.54
13.1
3、煤层瓦斯压力
根据20XX年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的《水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，2#煤层1号测点距地表垂深210m，煤层瓦斯压力为0.3MPa，2号测点距地表垂深184m，煤层瓦斯压力为0.25MPa；3-1#煤层1号测点距地表垂深225m，煤层瓦斯压力为0.36MPa，2号测点距地表垂深200m，煤层瓦斯压力为0.35MPa；5#煤层1号测点距地表垂深236m，煤层瓦斯压力为0.38MPa，2号测点距地表垂深198m，煤层瓦斯压力为0.35MPa。
6-1#、6-2#煤层未测定。
矿界范围内2#煤层最低开采标高为：
1282m，距地表垂深为518m；3-1#号煤层最低开采标高为：
1273m，距地表垂深为527m；5#煤层最低开采标高为：
1248m，距地表垂深为552m；6-1#号煤层最低开采标高为：
1232m，距地表垂深为568m；6-2#煤层最低开采标高为：
1229m，距地表垂深为571m。
煤层瓦斯压力梯度为：
PM2=（P1-P0）/（H1-H0）=（0.3-0.25）/（210-184）=0.00192MPa/m
PM3-1=（P1-P0）/（H1-H0）=（0.36-0.35）/（225-200）=0.0004MPa/m
PM5=（P1-P0）/（H1-H0）=（0.38-0.35）/（236-198）=0.00079MPa/m
6-1#、6-2#煤层未测定煤层瓦斯压力,其压力梯度按已测定的三层煤中的最大瓦斯压力梯度计算,取0.00192MPa/m。
其初始煤层瓦斯压力按瓦斯风化带的瓦斯压力计算,取0.196MPa，该矿煤层瓦斯风带深度取125m。
各煤层开采到最低标高时煤层瓦斯压力为：
P2=P0+PM（H-H0）=0.3+0.00192（518-210）=0.89MPa
P3-1=P0+PM（H-H0）=0.36+0.0004（527-225）=0.48MPa
P5=P0+PM（H-H0）=0.38+0.00079（552-236）=0.63MPa
P6-1=P0+PM（H-H0）=0.196+0.00192（568-125）=1.05MPa
P2=P0+PM（H-H0）=0.196+0.00192（571-125）=1.05MPa
经计算M煤层瓦斯压力见表：
各煤层瓦斯压力
煤层编号
开采标高（m）
距地表垂深（m）
煤层瓦斯压力（Mpa）
2
1282
518
0.89
3-1
1273
527
0.48
5
1248
552
0.63
6-1
1232
568
1.05
6-2
1229
571
1.05
4、矿井瓦斯等级
根据贵州省能源局文件（黔能源局［20XX］833号）对《对六盘水市煤矿20XX年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，20XX年矿井瓦斯，矿井绝对瓦斯涌出量为18.12m3/min，相对涌出量为29.19m3/t；锦源煤矿为高瓦斯矿井。
5、其它有毒有害气体情况
根据勘探区资料，井下有害气体主要有：
瓦斯其含量以CH4最多，其次为CO2、重烃。
地面有害气体主要有：
SO2、CO、CO2。
主要产生于锅炉燃煤。
煤矿直接排放废气影响大气环境，因此必须采取有效措施降低排放浓度，达到《环境空气质量标准》（GB3095～1996）二级标准进行排放。
6、煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性
根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室20XX年8月26日提供的《煤尘爆怍性鉴定报告》，2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层的煤尘有爆炸性。
按煤尘有爆炸性进行设计和管理，矿井今后生产中应采取措施加强防尘、洒水等降尘除尘工作，改善职工作业环境。
见表
煤尘爆炸性鉴定报告结果表
煤层编号
Mad（%）
水份
Ad（%）
灰份
vdaf（%）
挥发份
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）
鉴定
结论
2
0.6
20.1
12.26
50
60
有爆炸性
3-1
0.66
29.3
13.61
50
60
有爆炸性
5
0.6
20.1
12.26
50
60
有爆炸性
6-1
0.66
29.3
13.61
50
60
有爆炸性
6-2
1.25
11.4
15.25
50
60
有爆炸性
7、煤层自燃发火期及自燃倾向性
根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室20XX年8月26日提供的《煤炭自燃倾向性鉴定报告》2#、3-1#、5#、6-1#、6-2#煤层的自燃倾向性为三类。
按煤炭自燃倾向性为三类进行设计和管理。
见表。
煤层自燃倾向等级鉴定结果表
煤层编号
St.d（%）
全硫
Mad（%）
水份
Ad（%）
灰份
vdaf（%）
挥发份
煤吸氧量
（cm3/g）干煤
鉴定
结论
2
0.6
20.1
12.26
三类
3-1
1.46
0.66
29.3
13.61
0.71
三类
5
1.85
0.6
20.1
12.26
0.9
三类
6-1
1.46
0.66
29.3
13.61
0.71
三类
6-2
1.42
1.25
11.4
15.25
0.44
三类
8
本
8、地温情况
井田属地温正常区，无热害影响。
四、突出危险评价
根据贵州省能源局文件黔能源发[20XX]152号关于对《关于对转报〈关于报审〈水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告〉的报告〉的报告》的批复：
20XX年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了《水城县化乐乡锦源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》。
鉴定结论为：
锦源煤矿5#煤层在鉴定范围（标高+1384m以上的5#煤层）内无突出危险。
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件黔安监管办字[20XX]345号《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，我矿位于国家划定突出矿区。
因我矿只对2#、3-1#、5#号煤层在首采区+1384m标高以上部分作了煤与瓦斯突出鉴定，2#、3-1#、5#号煤层在首采区+1384m标高以上无煤与瓦斯突出危险。
2#、3-1#、5#号煤层在首采区+1384m标高以上按高瓦斯进行管理；首采区2#、3-1#、5#号煤层在+1384m标高以下部分和其它煤层，以及其它采区所有煤层均按有煤与瓦斯突出危险性进行设计和管理。
五、区域防突措施
1、区域防突工程
（1）先抽后掘，钻孔设计在1502运输巷工作面迎头布置9个瓦斯抽放钻孔，孔深80米。
抽放迎头煤体瓦斯。
（2）预抽瓦斯
1）巷道掘进前，必须预抽瓦斯，经过超前钻孔进行瓦斯抽放后，经K1值及钻屑量检验无突出危险后，方可恢复施工。
2）该巷掘进前，由防突队负责对抽放情况进行考察，并计算出钻孔控制的巷道轮廓线5米范围的煤体瓦斯预抽率，预抽率必须达到30%以上。
六、局部防突措施
掘进工作面采取“四位一体”综合防突措施，并通过打钻超前排放、预抽钻起到截流巷帮瓦斯及消突目的。
一、预测预报方法：
1、瓦斯解析指标法
（1）预测孔3个布置在掘进工作面煤层的软分层中，距巷帮0.5米，孔深10米，控制巷帮外2米以上，每2米测定一次指标。
（2）钻屑量法（Smax），临界指标确定为5kg/m，测试方法同K1值。
以上任意参数大于或等于临界值或出现下列情况之一的，应视为有突出危险，应采取防突措施。
①喷孔、卡钻等施工中的动力现象；
②出现断层、裂隙、煤层厚度剧烈变化等情况。
③采掘应力叠加区。
④工作面出现明显突出预兆。
预测孔布置平、断示意图
2、地质预测预报
①施工过程中如迎头煤岩产状发生变化或各类钻孔出现异常（塌孔、钻孔变形等），掘进前方情况可疑不清时，必须停止掘进，采取探测措施探明前方地质构造及煤厚变化情况，并进行认真分析，由生产技术部门地测人员形成书面分析资料，制定相应措施经审批后方可恢复掘进。
②在防突区域内作业的施工队必须及时探测并收集工作面煤层厚度、煤层结构破坏类型、地质构造等资料，若发现煤层变化或构造变化应及时以书面形式向生产技术部门、防突科汇报，生产技术部门经过准确的地探及测量确定具体情况与防突科及时联系对其生产工艺流程从新部署安排。
③掘进过程中，生产技术科地质勘探人员（测量人员）应随时观测地质构造及其变化情况，发现异常应及时向矿总工程师汇报，并向矿调度室、施工单位通报。
生产技术科测量人员应及时配合通风部门防突技术人员做好瓦斯地质编图绘制。
④在掘进时，如发现有出水预兆（淋水增大，来压、水雾、水叫等）时，必须立即停止生产，撤出人员，向调度室及总工程师汇报。
坚持“逢疑必探，有疑必停”的原则，遇地质构造带时要制定专项防治水措施。
⑤技术部门收集突出危险区域地质资料、巷道及采面地质素描并根据已有地质资料，结合相邻区域地质资料，及时动态预测预报工作面前方地质情况；预测预报图应附有文字说明，尽可能做到图文并茂。
及时向通风队、矿领导通报地质情况。
⑥当工作面进入地质构造带后，根据构造带的具体情况结合生产技术部门的掘进工艺确定防突预测（效检）方法，确定防突预测（效检）总体原则是：
工作面出现断层：
当断层落差大于煤层厚度，工作面必须按照石门揭煤规定从新编制防突安全技术措施，经总工程师审批后实施；当断层落差大于巷道高度时按照地质构造带严格执行“四位一体”综合防突措施。
工作面过地质构造带后30米，方可按照本设计正常循环进尺推进。
二、防突措施：
结合本矿以往防突技术措施实践，本工作面采取超前予抽及超前钻孔排放和深孔松动爆破作为防治突出技术措施。
两种措施适用条件：
1、煤层赋存稳定坚硬区段可采用深孔松动爆破措施；煤层较软疏松或打眼喷孔严重等区段采取排放钻措施，2、根据现场情况分别实施。
（一）超前排放钻孔防突措施：
1、用75型坑道钻机施工8个Φ75mm排放孔（兼地质探孔），钻孔分两排成扇形布置，钻孔控制掘进前方10m-30m、两帮5m；钻孔布孔于硬分层中；钻机施工，并观察施工中的动力现象。
每循环措施孔保留不少于5m超前距。
措施孔布置如下图：
正视图
平面图
效检孔
侧视图
钻孔参数表
孔号
孔深（m）
孔径mm
水平角
竖直角
备注
1
10-30
75
21º
0º
2
10-30
75
18º
0º
3
10-30
75
24º
0º
4
10-30
75
17º
0º
5
10-30
75
27º
3º
6
10-30
75
21º
3º
7
10-30
75
18º
3º
8
10-30
75
24º
3º
2、施钻安全技术措施：
（1）、施钻当班必须先检查撤退路线是否畅通、安全设施是否完好，若不符合规定，当班禁止施工，（当班负责人负责，防突员监督）。
（2）、施钻过程中打钻人员必须在钻场内，严禁站在下山巷道内。
（3）、施钻前要检查钻场及附近巷道支护情况，在支护不完好不能保证施钻人员安全的禁止施工。
（当班负责人负责，防突员监督）。
（4）、施钻前工作面必须打好迎面支柱（至少3棵，）背好背板，预留出施钻孔位置，进钻过程中人员不得正对钻孔。
（5）、施钻当班负责人必须携带便携式瓦斯报警仪，并将其吊挂在钻场口，当瓦斯浓度达到1.0%时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至反向风门外进风流中的安全地点，并向矿调度室及总工汇报请示处理。
（6）、施钻期间由当班负责人在钻场外挂上作业牌，并揭示警标，施工期间禁止其他人员入内，检查人员进入该区域，必须经瓦检员请示采区调度室同意后方可进入。
（7）、在施钻过程中若出现喷孔、卡钻、顶钻、吸钻、抱钻、响煤炮、瓦斯忽大忽小、瓦斯持续上升、矿压显现等明显的突出预兆时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至进风流中安全地点，向采区调度室及总工汇报请示处理。
（8）、施钻过程中若发现前方可能有地质构造或煤层出现急剧的变化必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至进风流中的安全地点并由当班防突员向矿调及总工汇报请示处理。
（9）、施钻当班回风流中严禁安排其它工作，由当班负责人负责切断施钻点回风流中的动力电源，并不得有人。
（10）、钻机施工时，钻进速度不超过1.0m/min。
并保证匀速进退钻。
（11）、拆卸钻杆时必须边旋转边退钻，严禁不旋转而直接将钻杆从孔内拖出
（二）深孔松动爆破防突措施
1、采用深孔松动爆破法进行消突，其方法为用煤电钻打4个深孔、2个浅孔装药远距离放炮，两帮为空眼排放孔。
深孔松动爆破炮眼布置如下图：
断面图
平面图
空眼排放孔
深孔
浅孔
深孔松动爆破措施参数表
孔号
孔深（m）
孔径mm
水平角
垂直角
备注
1
10
43
76º
0º
2
10
43
76º
0º
3
10
43
82º
0º
4
10
43
82º
0º
5
5
43
90º
98º
6
5
43
90º
82º
7
10.6
43
90º
98º
8
10.6
43
90º
82º
2、深孔松动爆破安全技术措施
（1）、在打松爆孔过程中若出现喷孔、卡钻、顶钻、吸钻、抱钻、响煤炮、瓦斯忽大忽小、瓦斯持续上升、矿压显现等明显的突出预兆时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至进风流中安全地点，向采区调度室及总工汇报请示处理。
（2）、在煤层松软区段打眼前工作面采取打半面背半面措施，打好迎面支柱（采用内注式单体或木柱）背好背板，预留出施钻孔位置。
（3）、松爆孔布置在硬煤层中，孔径∮42mm、深孔10m，浅孔4米，
深孔装药长度孔深-5米，浅孔2米，按正向装药，严禁反向装药，且每5条药装1发电雷管。
装药后，应装入不小于0.4m的水炮泥，水炮泥外再装填长度不小于2m的黄泥。
（4）、松动爆破必须采用瞬发电雷管或1段毫秒延期电雷管。
使用毫秒延期电雷管时延期时间不得超过130毫秒。
（5）、装药前必须现场测定雷管电阻，雷管电阻差不大于±0.2欧姆。
装药后，要测定孔内雷管电阻，有异常，要作出标志。
放炮前，要测定工作面电阻，测定大线电阻，测定连线后的整个网络电阻，并向矿调度室汇报。
（6）、放炮地点设在反向风门外全风压通风处进风流中，且距爆破地点不得小于300m。
（7）、撤人范围：
在该松爆地点周围的所有作业人员必须全部撤到放炮地点后，由当班跟班队长派人在该区所有巷道进行搜索撤人，并在安全地点设警戒，然后向采区调度室汇报工作面的瓦斯情况及该范围内的撤人情况，在确认所有人员全部撤到规定地点后经调度室明确同意后方可放炮。
（8）、断电范围：
切断撤人范围内除局扇以外的一切动力电源。
（9）、响炮至少1h后，由当班瓦检员在监测主机上观察瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度小于1.0%时，方可由当班班长、瓦检员、放炮员进入工作面检查放炮及安全情况，并将检查结果向矿调度室汇报。
（10）、松爆后，要检查测定工作面完好的松爆孔的电阻，只有当电阻无穷大或很小（电阻基本是脚线电阻）时，才
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