2104回采作业规程.docx
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2104回采作业规程
第一章工作面概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置
2104工作面位于采区回风道东侧第二个回采工作面，走向长度1212m，现有长度404m,面长80米，面积32320m2,所属水平正1100，井下标高：
最高正1146m，最低正1100m，
二、地面相对位置：
本面所属地面相对位置均为山脉，地形复杂。
地面沟谷平常无水，只在雨季才有洪水，并一泄而去，雨停后沟干或为细流。
西北部沟谷之水流向东部，汇入昕水河，最终流入黄河。
地面标高最高正1341.7m，最低正1313.8m。
三、回采对地面的影响：
本面上覆岩层厚度约在213-241m之间,地面无任何建筑物，预计回采对地面无影响。
本工作面回风顺槽南部为2102回采面采空区，西部为采区皮带下山及轨道下山，东部为井田边界与老窑沟煤矿相邻，北部为设计2106工作面。
南高北低，预计2102回采工作面采空区老空水会对本面回采有一定影响。
第二节煤层
一、煤层厚度：
本面所属山西组二号煤层，结构简单、稳定，厚度1.3-1.84m，平均厚度1.53m。
二、煤层产状：
本面为一单斜结构，煤层起伏变化不大，走向N75ºE,倾向西北，倾角4度。
三、煤层赋存情况：
本工作面煤层稳定可采，结构较复杂，中间含1～2层夹矸，厚度0.1～0.4m,夹矸为灰色泥岩。
煤层呈水平脉状层理，节理较发育，易偏帮，对回采有一定的影响。
四、煤种及煤质：
1、煤种：
本面开采2号煤层，煤质表面呈沥青-玻璃光泽，条带状结构，煤块呈黑色，条带为棕黑色，破碎后呈块状及粉状，质软性脆，裂隙发育，断口参差不齐，密度1.35t/m3,煤岩组划分以亮煤为主，暗煤次之，属半光亮型煤。
2、煤质：
水分（Mad）1.06%;灰分（Ad）16.96%;挥发份（Vdaf）31.66%;焦渣特征（cRc）7;固定碳（Fcd）1.6%;全硫（Std）0.54%;真相对密度（TRD）1.48;发热量（Qbdaf）35.3MJ/kg;奥亚膨胀度（b）178%;胶质层厚度（Y）30mm,粘结指数（GR）94.4;焦油产率10.46%，属富油煤，2号煤为低灰、特低硫、特高热焦肥煤，是良好的炼焦用煤和炼焦配煤。
第三节煤层顶底板
一、煤层顶板：
1、伪顶：
厚度50—200mm,页岩，一般情况下不冒落，但压力大时随工作面爆破而冒落，对回采、煤质有影响。
2、直接顶：
平均厚度3.91，下部为深灰色粉砂岩，上部为黑色泥岩，较坚硬，属Ⅲ类稳定顶板。
一般情况下随工作面回柱放顶而冒落，有利于顶板管理。
3、老顶：
细砂岩，平均厚度7.46m，属Ⅰ级，来压不明显。
二、煤层底板：
1、直接底：
黑色泥岩，平均厚度3.5m，较坚硬，但遇水易变软。
2、老底：
灰黑色粉砂岩，平均厚度8.6m.
三、综合柱状图附后。
第四节地质构造
在2104工作面现有的404m巷道中，尚存在一条正断层，其走向为13°，落差为1.0m，倾角为45°。
第五节水文地质
本工作面水文地质相对简单，主要由K8、K9、K10砂岩裂隙含水层组和第四系沙砾石空隙含水层组组成。
其中、
一、屑岩类砂岩裂隙含水层组主要由K8、K9、K10三层组成，K8、K10砂岩相对富水，K8砂岩属于弱含水层。
二、第四系沙砾石层空隙含水层组：
分布于山间河谷及沟谷地带，主要由沙质粘土、粘土、沙砾石层组成，厚0-10m，赋存孔隙水，富水性受季节影响明显。
三、本面预计最小涌水量为4m3/h，最大涌水量为12m3/h。
对本工作面回采有一定影响。
第六节影响回采的其它因素
一、瓦斯、二氧化碳：
根据2008年度瓦斯等级鉴定；山西省安全监督管理局【2008】69号文瓦斯等级鉴定结果批复，本矿瓦斯绝对涌出量为0.54m3/min，瓦斯相对涌出量为1.14m3/t。
瓦斯等级为低瓦斯矿井。
二、煤尘爆炸指数：
根据临汾市煤炭中心化验室提供的检验报告，该煤层爆炸指数为38.8%。
属强爆性煤层。
三、煤层自燃：
根据临汾市煤炭中心化验室提供的检验报告，该煤层吸氧量为0.63cm3/g，自燃等级为Ⅱ级，倾向性质为自燃，自燃发火期为十二个月。
四、地温：
根据乔家湾勘探区详细材料及本矿相邻工作面开采情况，本区属常温常压区，地温、地压对回采均无影响。
五、地质部门建议：
本工作面煤层有自燃和爆炸倾向，回采过程中应加强洒水灭尘工作，杜绝煤尘飞扬和煤尘堆积；加强放炮管理，杜绝放炮明火；局部伪顶较薄，随工作面爆破而冒落，回采时应捡矸。
第七节储量及服务年限
一、储量：
1、工业储量;
工业储量=434×80×1.5×1.35×0.95=66792t
2、可采储量=404×80×1.5×1.35×0.95=62216t
二、服务年限：
62216÷616=101（天）
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、工作面及两道：
工作面运输顺槽、回风顺槽均采用单排锚杆支护，矩形断面，其中：
运输顺槽、回风顺槽宽度2.6m，高度1.8m。
运输顺槽用于工作面进风与运输煤炭，回风顺槽用于工作面回风与运输材料。
二、工作面及两道布置平面图附后。
第二节采煤工艺
一、采煤方法的确定：
本面回采山西组二号煤层，该煤层赋存稳定，平均厚度1.53米左右，顶板坚硬稳定，直接顶随工作面回柱而冒落，属于半硬煤层。
根据该矿现有技术装备及2101、2102等回采面的经验类比，本面仍采用走向长壁炮采采煤法。
二、本工作面回采山西组2号煤层，该煤层赋存稳定，厚度1.3-1.85，平均厚度为1.5米。
三、循环作业：
本工作面采用两班采煤，一班维修的正规循环作业。
循环进尺为1米，每圆班4个循环。
循环产量：
W=LShyc=1×80×1.5×1.35×0.95=154t。
式中W表示循环产量;L表示工作面长度；S表示循环进尺；h表示采高；y表示煤的密度，取1.35t/m3；c表示回收率，取0.95。
四、采煤工艺；
工艺流程：
打眼→装药→连线放炮→找掉挂梁→打临时柱→出煤→移溜→打正规支柱→清理浮煤→拆除特殊支护与维护支架→挂挡矸帘→回柱放顶等。
（一）、落煤：
1、落煤方式：
采用煤电钻打眼爆破落煤。
2、落煤工具：
采用MZ-1.2型煤电钻和1.2—1.5m、Φ42mm麻花钻杆进行打眼。
3、爆破说明书：
1）炮眼布置方式：
采用三花眼布置（见附图）。
2）本面使用2号煤矿许用硝铵炸药，8号煤矿许用毫秒延期电雷管，采用正向装药方式，串联起爆，起爆顺序由溜尾至溜头依次起爆。
每次爆破时间不超过130ms。
3）起爆器型号为MFB-100.
4）火工材料消耗表（见表2-1）。
炮
眼
名
称
炮眼布置
炸药
雷管
封孔
位置（m）
方向（º）
间
距
（m）
深度（m）
炮眼编号
种类
每
孔
装
药
量
（kg）
循
环
用
量
（kg）
循
环
用
量
（个）
材料
封孔长度
距
顶
距
底
水
平
垂
直
铵梯炸药
黄泥水炮泥
顶
眼
0.4
1.1
90
90
1.0
1.25
1-80
0.4
32
80
0.5
底
眼
1.2
0.3
90
80
1.0
1.35
80-
160
0.4
32
80
0.5
循环炮眼个数（个）
160
循环药量（kg）
64
循环水炮泥数（个）
160
（二）、装煤：
采用爆破自装和人工铁锨装煤。
（三）、运煤方式：
机械化运煤，工作面采用一部SGB-620/40Z型刮板输送机运输，运输顺槽采用一部SGB-620/40T刮板运输机和一部国产DSJ-/65/40型皮带运输机转载至集中皮带运输机。
第三节设备配置
一、工作面支护设备:
名称
型号
规格m
额定阻力Kn
额定压力MPa
支柱行程
最高高度
最低低度
数量根
单体支柱
NZ1.8-300/100
1.8
300
38
700
1800
1100
300
NZ2.2-300/100
2.0
300
38
700
2000
1300
300
名称
型号
规格
调整角度
最高高度
最低高度
数量根
铰接顶梁
HDJA-1000
1
上下7º
左右3º
600
二、运输设备：
名称
型号
数量
长度
电机功率
运行速度
刮板运输机
SGB-620/40T
1部
100m
40kW
0.86m/s
刮板运输机
SGB-620/40Z
1部
80m
40kW
0.86m/s
皮带运输机
DSJ65/40/402
1部
1000m
40Kw2
2m/s
三、其他设备：
名称
型号
数量
压力
电机功率
配比
乳化泵
XRBZB80/35A
2
20MPa
37Kw
1-3%
名称
型号
绳径
静压力
容绳量
电机功率
调度绞车
JD1.011.4KW
12.5mm
10Kn
400m
11.4kW
煤电钻
MZ-1.2
1.2kW
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、矿压观测资料：
根据鑫沟煤矿地质报告及2101、2102回采经验数据，本面与2101、2102面地质条件相近，同为山西组2号煤层，顶底板岩性相似，预计本工作面的矿压基本参数如下：
矿压参数表：
序号
项目
单位
同煤层实例
本面选取或预计
1
顶底板件
直接顶厚度
m
3.91
基本顶厚度
m
7.6
直接底厚度
m
3.5
2
直接顶初次垮落步距
m
10-15
3
初次来压
来压步距
m
10-15
最大平均支护强度
Kn/m2
300
最大平均顶底板移近量
mm
150
来压显现程度
不明显
4
周期来压
来压步距
m
10-15
最大平均支护强度
Kn/m2
300
最大平均顶底板移近量
mm
150
来压显现程度
不明显
5
平时
最大平均支护强度
Kn/m2
200
最大平均顶底板移近量
mm
50-80
6
直接顶悬顶情况
基本不悬顶
7
底板容许比压
8
直接顶类型
3类
9
基本顶类型
一级
10
巷道超前影响范围
无影响
二、工作面支护设计：
1、支护强度Pt计算：
Pt=9.8hvk=9.8×1.5×2.5×8=294kn/m2
式Pt表示支护强度Kn/m2,h表示采高1.5m,v表示顶板岩石容重2.5Kn/m3,k表示工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4—8，因本面周期来压较明显，故取系数8。
现场矿压观测工作面初次来压时支柱最大平均支护强度为294K/m2.
2、支柱实际支撑力计算Rt:
Rt=KgKzKbKaR=0.99×0.95×0.9×1.0×1.0×300=254Kn
式中Rt表示支撑力，R表示支柱额定工作阻力，K表示支柱阻力影响系数。
3、支护密度计算n:
N=Pt÷Rt=294÷254=1.16
4、支护材料的选型：
根据以上计算及2102工作面矿压观测资料和经验，本工作面仍采用1m铰接顶梁配合1.8m—2.0m单体液压支柱进行支护，两端头仍采用四对八根长П粱支护，П粱长度3m，交替迈步。
5、支柱间、排距的选择：
根据以上计算，支护密度为1.16，由于排距为1m，工作面柱距应为0.86m,但考虑到本面采空区不使用大芭片挡矸，棚档过大采空区会窜矸，因此，确定本面柱距为0.7m，排距为1.0m。
6、控顶距的选择：
根据2102面直接顶随回柱放顶而冒落的实际情况，本面仍采用三、四排道管理顶板，即工作面最大控顶距为4m，最小控顶距为3m，放顶步距为1m。
7、柱鞋直径的选择：
根据2102面矿压观测资料，本面支柱不需要穿鞋。
8、乳化液泵站选型：
1）泵站选用无锡产液压泵2套，型号XRBZB80/35一用一备。
2）泵站使用管理规定：
根据质量标准化验收标准，确定泵站压力为18MPa，乳化液配比为2-3%。
乳化液配比采用人工配比，使用比重仪检查配比结果。
第二节工作面顶板控制
一、顶板管理方法:
1、本工作面采用三、四排道控顶，全部垮落法管理顶板。
2、控顶距：
最大控顶距为4.0m，最小控顶距为3.0m,放顶步距为1.0m。
二、工作面支护：
（附材料消耗表2-2）
1、普通支护：
本面根据2102面回采经验，仍扶走向铰接顶梁棚正悬臂支护，具体内容如下：
（材料消耗表如下）
名称
规格
单位
数量
备注
单体支柱
NZ1.8-100
根
500
NZ2.0-100
根
100
铰接顶梁
HDJA-1000
根
600
水平楔
块
600
1）工作面使用NZ1.8-100、NZ2.0-100型单体液压支柱配以HDJA-1000型金属铰接顶梁支护。
2）支护形式为一柱一梁、正悬臂齐梁直线柱走向棚。
支护时顶梁小头指向煤壁，大头指向采空区。
支柱打在距顶梁大头300mm处的梁下，支柱的注液孔指向工作面溜尾方向，柱筒把手朝向老塘，垂直于顶底板支打。
端面距超过300mm时，要打临时支护；超过500mm时，要打正规支柱。
3）鉴于该面顶板较为完整，正常回采期间，不使用木枇及芭片护顶，但遇到顶板破碎地段，应使用木枇护顶，一棚三块，敷设均匀。
遇到凹凸不平顶板时，每棚至少穿两根木枇防滑。
4）单体液压支柱使用注液枪升柱，卸载手把卸载。
支柱初撑力90KN.
2、端头支护：
端头支护采用四对八根长П型钢梁支护，梁长3m，每对钢梁间距0.8m，每对的两根之间间距0.2m。
采用交替迈进的方式前进。
3、特殊支护：
1）密集与丛柱支护：
工作面初放期间，在面内木垛间悬顶处布打丛柱加强支护，每三根为一组，每组间距10m，支柱打在棚间顶板上，向采空区有5º抗山，丛柱应打成正三角形，支柱正规有劲，初撑力不小于50Kn。
正常回采期间，若采空区悬顶面积超过2×5m2时，沿切顶线在棚档间每棚间增打一棵切顶点柱，以加强切顶能力。
点柱使用单体液压支柱，向采空区有15º抗山，支柱正规有力，初撑力不低于50kN。
并要加强本地段顶板动态观测，必要时补充措施，采取其他方式加强支护。
2）护帮柱的支设：
正常回采期间，若遇顶板来压、煤壁松软时，应在煤壁梁头处见三打一护帮柱，必要时应棚棚打上护帮柱。
4、备用支护材料：
正常生产期间，工作面应备足一定数量的接顶料。
备用单体液压支柱不少于100根，铰接顶梁、水平楔各不少于50根。
所有备用材料分类码放在上出口以外100m，挂牌标示，统一管理，并根据用料情况及时补充备用材料。
5、工作面支架布置示意图（见附图2-2）
6、支护顺序和要求
1）支护顺序：
炮后挂梁→打临时支柱→出煤→移溜子→打正规支柱→拆打特殊支护→回柱放顶。
2）支护要求：
炮后及时挂梁、攉出柱窝，见三打一临时柱。
当压力大或顶板破碎时应棚棚支打。
如挂梁后端面距超过300mm，则需要打临时支护；超过500时，则需要打正规支柱。
顶梁铰接使用，顶板衬平，棚子严禁出现“屋脊”或“高射炮”现象。
严禁出现单撅棚。
、柱、梁编号管理，对号入座。
、支柱要经过试压合格后方可下井使用。
失效、损坏的支柱、梁子及时更换。
工作面内生产期间煤壁机道应配足一档水平楔，水平楔用直径ø8.5、长1.0的钢丝绳连接，并按规定正常使用。
7、超前支护与两道维护
（1）两道出口从煤壁向外20m范围内扶双向走向架棚，使用金属铰接顶梁配以单体液压支柱，一梁一柱支设，支柱应打上劲，铰接顶梁必须铰接使用，梁上用木枇接顶，支柱初撑力不小于90kN。
（2）加强两道维护，发现锚杆、点柱失效、顶板破碎等情况时及时采取措施加固，巷道高度保持1.6m以上，人行道宽度0.7m以上。
8、铁料管理：
1）配备专职或兼职铁管员，负责全面柱、梁、楔的管理工作。
2）柱、梁、楔要全面编号管理，做到对号使用，不得混用，编号不清时要及时补写清楚。
3）铁管员每班必须对柱、梁、楔等进行全面清点、现场交接，做到帐清物明。
如发现丢失，要及时查找补充并追究责任人。
4）支柱、梁、楔在使用过程中如有损坏，铁管员要及时予以更换补充。
工作面内不得使用失效和损坏的铰接顶梁。
5）铁管员定期向采煤队汇报铁料管理情况，建立健全铁料管理资料。
三、初次放顶和正常放顶期间的顶板管理：
1、初次放顶期间的顶板管理
1）刷面前，先将溜子调整好推到煤帮，然后画好通线。
2）切眼扶棚时，按线将梁子孔对准通线，并且梁子垂直通线，按800mm的棚距扶设铰接顶梁棚，铰接顶梁小头指向煤帮，支柱打在距铰接顶梁大头300mm的梁下且成直线，支柱垂直于顶、底板，一次性扶好二梁二柱铰接顶梁棚，梁头应上线。
3）工作面刷齐第四档后，在工作面内按要求打好木垛，面内多余物料全部运出，工作面溜头做好超前档2-3m，留足0.7m宽人行道，一次性扶齐20m双向走向棚。
4）工作面初次放顶，成立由生产矿长为组长的初放领导小组，并制定初次放顶专项措施。
初次放顶前，生产矿长组织有关人员现场会审，确认具备条件后，方可初次放顶回料，初放小组人员分三班现场把关，并加强顶板观察，及时将现场情况汇报给矿调度室。
5）初次放顶期间，严格工程质量，特殊支护上齐，打正规，保证支护质量。
6）初放结束须经生产矿长组织有关人员现场会审批准后，方可认为初放结束。
7）刷面、初放前根据现场会审要求另行编制专项措施。
2、正常放顶期间的顶板管理：
1）回料方式：
按由溜头至溜尾、先补后回的原则依次逐棚回料.分组拉茬距离不少于15m，拉茬处应避开地质变化、悬顶等地段。
特殊支护必须在放顶前提前回撤到相应的新切顶线位置布打好方可放顶。
因本面顶板来压不明显，采空区窜矸不严重，故本面回料切顶线不采取挡矸措施。
2）回料方法：
采用人工回料，每个回料现场组不少于2人，其中1人回料、1人观察顶板并打靠料。
降柱采用卸载手把，梁销用尖头斧子退出，回出的柱子及时打成全承载，向老塘有5º迎山角，支柱正规有力，初撑力不低于90kN。
3）安全注意事项：
回料人员站在回料点的斜上方，靠料人员站在回料人员的侧后方。
每次连续降柱不得多于两棵。
回料前先维护好周围支架和顶板，挪移好特殊支护，清理好退路。
回料拉茬距离15m，回料地点15m范围内不得有其他工序平行作业，回料现场组不得少于2块水平楔，并交替使用。
4）、特殊地段如地质构造带、应力集中区等及时补充专项措施。
第四节矿压观测
一、工作面支护质量观测：
在面内均匀设置10个测点，由三班矿压员测定各个测点内支柱的工作阻力和初撑力，以及顶底板移近量，每班测定两次，测定数据交给矿调度室，测量工具为测压表和钢尺。
二、工作面上顺槽超前压力观测：
在上顺槽100m内每5m设置一个测点，每天由早班队长观测巷道顶底板移近量和两帮位移量，测定数据交给矿调度室。
测量工具为钢尺。
三、数据分析：
调度室每天根据观测数据，绘制顶板压力坐标图，根据经验分析类比工作面周期来压规律和超前压力影响范围，并根据分析结果提出工作面加强支护的建议。
第四章主要生产系统
第一节运输系统
一、运煤路线：
1、运煤路线：
2104工作面→2104运输顺槽→集中皮带机道→运输大巷→主斜井→地面。
2、设备配置：
工作面配置SGW-40Z刮板运输机一部，长度80m，机头、机尾使用单体液压支柱打双压柱固定，使用单体液压支柱推移该刮板运输机；运输顺槽配置SGW-40T刮板运输机一部;机头、机尾使用单体液压支柱打双压柱固定；SDJ-650皮带运输机一部，机尾使用链条固定在底梁上。
二、材料运输路线：
1、材料运输路路线：
地面→主斜井→运输大巷→采区回风巷→2104材料道→工作面。
2、运输顺槽配置两部11.4KW小电绞对拉，回风顺槽配置九部11.4KW小电绞对拉，小电绞采用水泥浇灌，地拱稳固。
三、老料回收路线：
1、运道回收路线：
工作面→2104运道→集中皮带道→运输大巷→主斜井→地面
2、材料道回收路线：
工作面→2104材料道→采区回风道→运输大巷→主斜井→地面
四、运输系统示意图附后。
第二节“一通三防”与安全监控
一、工作面主要通风设施的安装及要求：
1、测风站：
在工作面上下顺槽各建立一处测风站，要求在顶板完好无拐弯，长度不低于4m，前后5m无杂物的地段，每旬测风一次，并填写相关数据。
2、隔爆水袋，要求长度不低于20m，水量200L/m2。
二、工作面风量的确定：
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100qk=100×0.45×1.7=76.5m3/min
式中Q表示工作面实际需要风量，m2/min;100表示单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%计算；q表示工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；k表示工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，通常取1.4-2.0。
这里取值为K＝1.7。
2、按工作面温度计算：
Q=60VSK=60×0.8×7.2×1.0=345.6m3/min
3、按工作面出勤最多人数计算：
Q=4n=4×60=240m3/minn表示人数（每班30人；交接班时最多人数可能为60人）
4、按炸药用量计算：
Q=25A=25×4=100m3/minA表示一次最大炸药爆破量
5、按风速演算：
1）按最低风速演算工作面最小的风量：
Q>15S=15×7.2=94.5m3/min，s表示工作面平均有效断面积。
按最高风速演算工作面最大风量：
Q<240S=240×7.2=1512m3/min
6、根据以上计算，确定本工作面的实际需用风量为345m3/min，因此，本工作面实际配风量为400m3/min.
三、本工作面采用上行通风，一进一回通风系统。
通风线路为：
主斜井→运输大巷→集中皮带机道→2104运输顺槽→2104工作面→2104回风顺槽→采区回风道→总回风道→回风副斜井→地面
四、瓦斯检查及瓦斯监测：
1、我矿属于低瓦斯矿井，工作面各地点每班必须至少检查两次，无人工作的地点至少必须检查一次，瓦斯异常的地点都必须有专人检查瓦斯。
瓦斯检查员严格执行交接班制度，做到：
“口对口、手拉手、你不来我不走”的原则。
严格“一炮三检”和“三人连锁”制度，记录要“三对口”。
每班必须向调度室汇报工作面有害气体含量情况。
2、检查地点;进风顺槽、工作面下隅角、上隅角、回风顺槽。
3、工作面瓦斯超限时，必须先撤出人员，切断电源，严格执行瓦斯排放制度。
4、监测室应24h不间断正常监测，设备功能正常，按时打印日报表，重点是上隅角、回风流瓦斯变化曲线，监测装置应正常连续工作，每10天对甲烷传感器校验一次。
5、工作面安装一套瓦斯监测设备，分站安装在进风流中，甲烷传感器悬挂在回风顺槽出口，距工作面煤壁不超过10m，并正确吊挂，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，当瓦斯浓度达到1%时报警，达到1.5%时能立即切断工作面及回风顺槽内的一切电气设备，只有在工作面瓦斯浓度降到1%以下及有电气设备巷道的回风流中瓦斯浓度降到0.5%以下时方可人工复电。
五、综合防尘系统
（一）管路及设施敷设：
1、本面由地面静压水池供水，供水压力2.2MPA，经集中皮带机道及工作面上下顺
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