8107回采作业规程.docx
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8107回采作业规程
山西方山金晖瑞隆煤业有限公司
8107综放工作面作业规程
施工单位:
综放队
负责人:
宋林毅
编制:
关佳林
2012年4月20日
会审人员签字表
技术科年月日
安检科年月日
调度室年月日
通风科年月日
机运科年月日
煤销科年月日
通风矿长年月日
机电矿长年月日
安全矿长年月日
生产矿长年月日
总工程师年月日
规程会审意见表
时间：
地点：
主持人：
参加人员：
会审意见：
目录
第一章概况‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥6
第一节工作面位置及井上下关系‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥6
第二节煤层‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥7
第三节煤层顶底板‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥7
第四节地质构造‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥8
第五节水文地质‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥8
第六节影响回采的其他因素‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥9
第七节储量及服务年限‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥10
第二章采煤方法‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥11
第一节巷道布置‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥11
第二节采煤工艺‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥12
第三节设备配置‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥15
第三章顶板控制‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥16
第一节支护设计‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥16
第二节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制‥‥‥‥‥‥‥‥‥18
第三节矿压观测‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥19
第四章生产系统‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥20
第一节运输‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥20
第二节“一通三防”与安全监控‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥21
第三节供水‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥29
第四节供电‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥31
第五节排水系统‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥32
第六节通讯、照明系统‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥32
第五章劳动组织及主要技术经济指标‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥32
第一节劳动组织‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥33
第二节循环作业图‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥33
第三节主要技术经济指标‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥34
第六章煤质管理‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥34
第七章安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥35
第一节总则‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥35
第二节回采工艺安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥36
第三节机电维修与操作安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥53
第四节运输安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥53
第五节“一通三防”安技措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥56
第六节顶板管理‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥60
第七节防治水安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥64
第八节各工种安全技术措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥65
第八章灾害应急措施及避灾路线‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥71
第一节灾害应急措施‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥71
第二节避灾路线（附图）‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥72
第三节自救互助的基本急救技术‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥‥72
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
煤层
名称
8+10#
水平名称
+940
采区名称
8#采区
采面
名称
8107
地面标高（m）
+1180
煤层底板标高（m）
940－1000
地面
位置
该采面位于井田东北部.
井下位置及四邻采掘情况
该采面位于8#采区东翼，东到开采边界，西到北轨道大巷，南邻东回风大巷，北以实体煤层为边界。
回采对
地面设施
影响
该采面对应地面为接近山顶的山脊地形，没有村庄。
没有国家保护的建筑物和公路、铁路，因此，该采面回采后，不会对地面设施造成很大影响。
推进长度（m）
450
切眼长
（m）
156
面积
（m2）
70200
第二节煤层情况
煤层总厚（m）
8+10#
6.10—10.6
8.47
煤层结构（m）
简单结构
煤层倾角（°）
2°-12°
8.0°
可采
指数
1
煤的自然等级
Ⅰ
稳定程度
稳定
8号含煤地层为太原组，且为全区可采煤层，（井田内8、9、10号煤层合并为一层），煤层夹矸0-1层，夹矸总厚约0.2m，结构简单，煤层大体走向为东西，倾向倾角2°-12°，平均8.0°，总体上东陡西缓。
第三节煤层顶底板
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
基本顶
泥岩
6.1-10.6
深灰色、泥晶结构、块状构造
直接顶
K2灰岩
8.57
深灰色、泥晶结构、块状构造，含双壳、珊瑚等海相动物化石。
直接底
泥岩
2-6.7
含0-1层夹矸结构简单。
基本底
细砂岩
3.4-21
深灰色，厚层状，钙质胶结，含植物化石，局部含铝土质及菱铁质结核。
第四节地质构造
1.煤层赋存情况
该工作面推进长度450米，工作面切眼长156米；煤层平均厚度8.47米，煤层倾角2°-12°；该采面为8+10#煤层，煤层结构复杂，含有0－1夹矸层，煤层赋存状态稳定。
2.地质构造对回采的影响
本井田属于河东煤田边沿带，井田内发育有韩家山向斜，向斜轴位于井田中部。
井田西部发育有岭山背斜，背斜轴位于井田西部，轴向近南北。
总体地层倾角平缓，倾角范围在2°-12°。
该工作面不受井田地质构造影响，但根据设计说明书和掘进已揭露的巷道情况预测，在回采过程中含有5-12m左右的断层和小型背向斜、裂隙发育带，回采过程中遇地质构造带时都会出现顶板破碎，煤层硬度降低，煤帮松软、易垮落需及时制定初采、过断层安全技术措施。
3.其他因素对回采的影响
根据地质钻孔和掘进探查，未发现岩浆岩侵入，未发现陷落柱、火成岩存在，详细资料有待进一步探查。
第五节水文地质
一、地表水
本矿区无常年性河流，仅在雨季有洪水从沟谷中流出，汇入北川河，最后流入黄河。
二、含水层
主要为奥陶系岩溶含水层和石炭系太原组岩溶裂隙含水层，是井田主要含水层，还有富水性弱的二叠系山西组砂岩裂隙含水层和富水性较弱的二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层。
另外还有上第三系上新统砾岩弱含水层和作为曹家山附近居民生活用水水源的第四系中、上更新统砂砾岩含水层。
三、奥灰水突水分析
8+10号煤层的直接充水含水层为山西组砂岩含水层，但该煤层最低底板标高为+940m，高于井田内奥灰水位标高的+810，故不受其影响。
根据山西资源勘查院编制河东煤田地质报告资料，井下涌水量190m3/d，雨季涌水量稍大。
二、防治水措施
（1）井下防治水
1、技术科及时编制8107采面总体防治水设计，在回采前要在运输顺槽、回风顺槽按设计各安装一台排水泵另外需备用一台，使其排水能力不低于10-20m3/h。
2、回采至断层前，施工单位要编制过断层安全技术措施，保证施工安全。
3、现场跟班队长及施工人员加强水文观测，如遇异常，立即停产、撤离人员并报告调度室。
4、井下施工人员必须熟悉避灾路线，现场施工必须严格执行“队长跟班”制度。
第六节影响回采的其他因素
瓦斯
相对涌出量2.13m3/t，绝对涌出量0.37m3/min，据2007年度瓦斯等级鉴定表，属于低瓦斯矿井低瓦斯采面。
但随着开采深度的的增加，井下采掘规模的扩大，瓦斯含量将不断加大，需随时注意瓦斯含量，加强瓦斯管理，建立瓦斯事故长效防范机制，确保安全生产。
煤尘
煤尘爆炸指数32.75-39.38.11%，具有煤尘爆炸性危险。
煤的自燃等级
Ⅰ
容易自燃煤层
地温
地压
地温、地压正常
普氏硬度（f）
煤层
夹矸
直接顶
直接底
1-2
1-3
3-5
2-3
第七节储量及服务年限
1、公式储量计算
Q=SMd
式中：
Q—储量t；
S—面积㎡；70200
M—厚度m；8.47
d—容重；（t/m3）取1.4
Q=832431t=83.2万t
附表
块段号
推进长度（m）
切眼长度（m）
面积（m2）
煤厚（m）
容量
（t/m3）
工业储量（t）
回采率（%）
可采储量（t）
1
450
156
70200
8.47
1.4
832431
85
727782
2、服务年限
T=Z/A
式中：
T—工作面服务时间；
Z—可采储量；72.77万t
A—工作面年生产能力；109万t
T=0.7a≈8个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置情况
该采区位于+940水平，8号煤层，该采区工作面推进长度450米，单翼布置，采区上山布置在采区中部，共计布置三条大巷为采区服务。
一条运输大巷及一条轨道大巷和一条回风大巷。
二、工作面回风顺槽
回风顺槽支护形式为矩形，锚网索钢带永久性支护，规格为4200×3100mm（宽×高），走向长度为450米，主要用于材料供应，回风及行人。
三、工作面运输顺槽
运输顺槽支护形式为矩形，锚网索钢带永久支护，规格为4200×3100mm（宽×高），走向长度为540米，主要用于皮带运输、进风、行人。
四、采煤面开切眼
工作面切眼长度为156米。
切眼采用矩形断面，锚网支护，断面尺寸规格为7.5×2.5米断面。
五、硐室及其他巷道
附图：
8107综放工作面位置及巷道平面图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用长壁后退式采煤法，全部跨落法控制顶板的综采放顶煤的回采工艺。
（一）落煤方式
使用MG400/930–DW型双滚筒采煤机破煤，滚筒截深630mm。
（二）装煤方式
由滚筒螺旋叶片、挡煤板及前输送机铲煤板相互配合装入前输送机。
（三）运煤方式
8107工作面采用前后可弯曲刮板输送机运煤，前采后放，前部使用SGZ-764/630中双链刮板运输机，后部使用SGZ-764/630中双链刮板运输机，8107运输顺槽采用ZGW-764/200刮板转载机SDJ-90/12/200·2皮带输送机搭结运煤，顺着皮带输送机到煤库。
（四）支护方式
支护使用ZFG7200-18/33（过渡支架）、ZF8000-18/33（中间架）共计105架支护顶板，支架中心距1.5米，移架方式为邻架操作即：
机尾架操作机头架，严禁出现本架操作；支护方式为及时或超前支护。
（五）采煤方法
1、本工作面采用双向割煤，往返一次进两刀；进刀方式采用端头斜切割三角煤进刀方式，进刀深度为0.5m，采煤与移溜的间距保持在10-12m之间。
2、端部斜切进刀：
当采煤机割透机头之后，换向朝机尾方向运行，在溜子的弯曲段实现斜切进刀，当机身完全进入切割后的煤壁时，将机头段的溜子推呈直线，采煤机再换向朝机头方向运行，割下机头的三角煤再退刀（空刀）至原入刀处，并向机尾方向进行正常割煤，同时追机移架、推溜，当采煤机割透机尾之后，换向朝机头方向运行，在溜子的弯曲段实现斜切进刀，当机身完全进入切割后的煤壁时，将机尾段的溜子推呈直线，采煤机再换向朝机尾方向运行，割下机尾的三角煤再退刀（空刀）至原入刀处，继续向机头割煤。
3、正常割煤时采用前滚筒在上部割顶煤，后滚筒在下部割底煤。
4、放煤：
采用高强度的放顶煤支架，使低位插板间隔，顺序多次放煤，保证冒落的顶煤顺利放出。
图3-38107工作面斜切进刀示意
二、工作面正规循环生产能力
W=L×S×H×γ×c
式中L－－工作面平均长度，ｍ；156m
S－－采煤机截深，ｍ；0.5（理论为630mm）
H－－煤层厚度，ｍ；8.47
γ－－煤的密度，ｔ／m3；1.4
c－－工作面煤炭回收率。
（1）工作面循环产量
W=156×0.5×8.47×1.4×85%
=786t
（2）日循环数
根据正规循环图表，确定日循环数为4个
（3）日产量786×4=3144t
（4）月产量3144×30＝94320t
第三节设备配置
附图：
8107综放工作面机电设备布置图
设备配置表
序号
名称
规格型号
单位
数量
1
采煤机
MG-400/930-WD
台
1
2
液压支架
ZF7200∕18∕33
架
99
3
过渡支架
ZFG8000∕18.5∕35
架
6
4
卡轨车
JWB-6/0.75
台
1
5
刮板输送机
SGZ–764∕630
台
2
6
刮板转载机
SZZ–764∕200
台
1
7
胶带输送机
DSJ–90∕12∕200·2
台
2
8
乳化液泵
BRW200∕31.5
台
2
9
乳化液箱
RX200∕16
台
1
10
移动变电站
KBSGZY-1250KVA
台
2
11
移动变电站
KBSGZY–630KVA
台
1
12
潜水泵
QBK100–35–18.5
台
4
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护验算
该工作面煤厚平均8.47m，直接顶为灰岩，其裂隙中充填方解石，厚度变化较小，极限抗压强度平均117Mpa，极限抗拉强度4.0－4.2Mpa,底板为泥岩，含植物根茎化石，亲水性好，易风化，极限抗压强度平均7.7Mpa，极限抗拉强度0.4Mpa。
该工作面处于+940水平，受地压影响，应加强工作面支护。
1、支架工作阻力校核：
顶板压力估计：
Q=（8×M+∑H×L）×R=（8×3.3+10.6×2）×25=1190KN
式中：
M—工作面最大采高，取3.3m；
H—直接顶厚度，取10.6m；
L—直接顶悬顶距，取2m；
R—岩石容重，取25KN/m3。
7200KN＞1190KN，即支架工作阻力＞顶板压力。
2、底板比压校核：
支架底座比压：
W=（Q+Q支）/S支
=（1190+235.2）/3.08×10-3
=0.462Mpa＞0.4MPa。
即支架底座比压＞底板比压。
式中：
Q—顶板压力；Q支—支架重量24t，Q支=24×9.8=235.2KN；
S支—支架底座面积，S支=3.08（m2）。
经分析，本工作面采用的液压支架可以满足生产需要。
根据工作面切眼长度，工作面共设计安装105架，采空区采取全部垮落法控制顶板。
ZF7200/18/33液压支架技术特征表
项目
内容
单位
规格
总
体
特
征
表
支护高度
m
1.8-3.3
适用采高
m
2.8-3.0
支护宽度
m
1.43-1.6
工作阻力
KN
7200
初撑力
Mpa
5064
泵站压力
Mpa
31.5
推移步距
mm
800
平均比压
Mpa
＜1.2
中心距
mm
1500
适用倾角
≤15°
支护强度
Mpa
0.86－0.99MPa
（二）泵站设置位置
8107工作面液压泵站布置在北轨道大巷风门以里，距离工作面切眼518米。
（三）乳化液的配比使用
1、开泵前，检查乳化液箱的液量大于箱体二分之一，用浓度计检查乳化液浓度在3%～5%之间。
2、开泵时，时刻注意泵的声音，正常清晰，压力大于或等于30MPa（卸载阀整定值为31.5MPa），如发现异常，立即停泵处理。
3、泵站及液压系统完好，不漏液。
4、开泵人员必须设专人，不得随意更换，首次乳化液配制方法为每95～97公斤水加乳化油3～5公斤，必须用浓度计检测合格方可使用。
5、在泵箱附近挂管理牌，明确配比方法、用液比例、责任者等，有维修保养制度，并有专人维护，保证设备性能良好。
6、使用过程中，水箱设自动配液装置，不得随意甩掉不用。
7、不得直接将清水注入箱内或在泵箱内配制乳化液。
第二节两巷及端头顶板控制
1、端头支护
上、下端头支护各使用两对4米“π”型长梁加强支护，π型钢梁要求一梁四柱，“π”型钢梁之间的横向间距为600mm，迈步前移，“π”型长钢梁下的单体液压支柱初撑力≥90KN，“π”型钢梁与工作面首尾支架间的距离不得超过0.7m，随工作面向前推移，及时交错前移，梁下支柱使用DW—35、DW—32型单体支柱；“π”型长钢梁迈步前移时每次移动步距为1.0米，严禁一次多移或移不到位。
若机尾支架距下帮超过500mm时加单体梁进行支护，每500mm加一道梁，一梁两柱。
2、两巷超前支护
运输顺槽、回风顺槽沿走向方向，自煤壁向外设计不少于30m的超前支护，煤壁至10米范围内保证一梁两柱，10－30米范围内保证一梁一柱。
运输顺槽双排支护使用1.2m铰接梁配合单体柱架设，排距不小于0.8m，靠转载机上、下帮分别打一排。
使用铰接梁配合单体时，如遇到压力较大时，可采用架设木抬棚背顶，木柱呈井字或日字，上部接顶的方法加强支护。
使用的单体柱必须柱头戴帽，软底时垫柱鞋，迎山有力，成排成行并拴好防倒绳或联保绳。
所打单体柱三用阀的出水口方向均要朝向采空区侧。
附表
支护材料的使用数量和存放管理
种类
规格
使用量
复用率%
铰接顶梁
DJA-1200
100
99
单体液压支柱
DW-35
200
99
单体液压支柱
DW-32
50
99
π型钢梁
DFB4000
20
99
圆木
3000*14
500
90
第三节矿压观测
1、矿压观测内容
工作面顶板动态监测，以及工作面上、下巷顶板变化情况。
2、支护质量监测
由技术科不定期对工作面和两巷支护质量进行动态检查，对存在问题及时整改，监测内容包括支架初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端头顶板的冒落情况，以及两巷单体支柱初撑力、超前支护质量等。
3、观测方法
工作面每架立柱压力表2块，每次移架后要搞好矿压观测。
表上要有保护罩，条件变化需放炮时要有保护压力表的措施。
通过观测单体下缩、巷道变形情况，掌握巷道压力变化情况。
第四章安全生产系统
第一节运煤系统
一、工作面生产能力分析
根据该工作面地质条件、煤层和顶板状况以及水文、瓦斯等地质情况，工作面核定每天完成4个循环，每个循环为一采一放，每个循环进度为0.5m。
生产班每班组织2个循环。
工作面采高平均8.47米，煤体容重1.4t/m3，每天完成4个循环，每个循环出煤量为786t,工作面日生产能力为3144t。
二、运煤系统（附图）
8107回采工作面→运输顺槽→北运输大巷→煤库→装载硐室→主井提升
三、运料系统（附图）
运料路线：
副井→井底车场→运料联络巷→北轨道大巷→8107回风顺槽→8107回采工作面
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统线路：
（1）新鲜风流：
主井→联络巷→北运输大巷→8107运输顺槽→8107回采工作面
付井→井底车场→北轨道大巷→轨道联络巷→北运输大巷→8107运输顺槽→8107回采工作面
（2）乏风风流：
8107回采工作面→回风顺槽→回风联络巷→北回风大巷→东回风大巷→回风井。
二、通风系统图（附图）
图4-1工作面通风系统图
三、工作面的风量计算：
1、低瓦斯矿井的采煤工作面按瓦斯涌出量计算，计算公式为：
Q采=100×Q绝×K备
式中：
Q采—采煤工作面所需风量，m3/min；
Q绝—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；取0.37
K备—采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系统，机采工作面取K备=1.2－1.6
Q采1=100×0.37m3/min×1.6
Q采=59.2m3/min
2、按工作面进风流温度计算：
Q采=60V采·S断K
式中：
V采—采煤工作面风速，同上，取1.5m/s；
S采—采煤工作面的有效通风断面积，取最大和最小控时有效断面的平均值，11.5m2；
K—采煤工作面长度风量系数；取1.2
得Q采2=60×1.5×11.5×1.2=1242m3/min
3、按采煤工作面同时工作人数和炸药量计算需要风量：
1）每人供风量4m3/min：
Q采＞4N（m3/min）
得Q采＞4×55=220m3/min；
2）按使用炸药量计算供风
Q采=25*A（m3/min）
得Q采=25×4=100m3/min。
式中：
N—采煤工作面同时工作的最多人数，取29人；
A—一次爆破炸药最大用量，取4Kg。
4、按风速验算：
60×0.25S×S≦≦Q采≦60×4×S（m3/min）
式中：
Q采—采煤工作面所需风量，932m3/min；
S—工作面平均断面积，S=（S最大+S最小）/2
注：
最大控顶距为4.14m，最小控顶距为3.64m，实际采高为3.0m，故S取最大断面积12.21m2和最小断面积10.92m2的平均值，为11.5m2；
60×0.25S=172.5m3/min；60×4S=2760m3/min；
Q采取968.7m3/min，符合上式要求，故按1242m3/min配风。
表4-1采煤工作面温度调整系数
采煤工作面温度/º
<18
18－20
20－23
23－26
26－28
28－30
配风调整系数（K温）
0.9
1.00
1.0－1.1
1.1－1.2
1.25－1.4
1.4－1.6
表4-2采煤工作面倾斜长度调整系数
采煤工作面长度/m
＜150
150－200
＞200
调整系数（K长）
1.0
1.0－1.3
1.3－1.5
表4-3采煤工作面采高调整系数
采煤工作面采高/m
＜2.0
2.0－2.5
2.5－5.0及放顶煤面
调整系数（K采高）
1.0
1.1
1.5
表4-4采煤工作面温度调整系数
采煤工作面温度/℃
工作面风速（m/s）
配风调整系数（K温）
＜20
1.0
1.00
20—23
1.0—1.5
1.00—1.10
23—26
1.5—1.8
1.10—1.25
26—28
1.8—2.5
1.25—1.40
28—30
2.5—3.0
1.40—1.60
注：
随着采面的推进，每月由通风科根据采面实际情况重新核定并调整配风量。
二、防治瓦斯
（一）瓦斯检查
1、瓦斯员负责对工作面及回风流、回风隅角、工作面溜槽底部、采煤机前后、支架之间及风流吹不到的地点进行瓦斯检查。
每班至少检查2次，并加强对生产全过程的监督检查。
若发现机组上下各20米范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，立即停止机组割煤，停电撤人，进行处理。
遇到瓦斯异常地段要加大瓦斯检测力度和检测次数。
2、跟班、班组长、采煤机司机、流动电工及回风隅角放顶工下井必须携带便携式瓦斯监测仪，并按规定正常使用。
3、隅角瓦斯积聚的处理措施
（1）当隅角瓦斯积聚浓度超
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