综采作业规程.docx
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综采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置及四邻关系
2-102工作面位于集中皮带巷以南，其东为2-101工作面采空区，南为实体煤，西为2-103工作面采空区，北为集中皮带巷。
工作面标高为1080-1074m，走向长度200m，倾向长度130m，面积为26000m2。
二、地面相对位置
地表相对位于段家山村南350m处，无任何建筑，形态为中山区，地表为松柏树林、灌木丛，地面标高为1170-1165m，工作面上覆基岩厚90-95m。
三、回采对地面及其它工作面的影响
因工作面上覆盖基岩较厚，回采过程中不会对地表产生影响。
本工作面与矿井边界、东部采空区均留有20m煤柱，回采不会对其四邻造成任何影响。
第二节煤层
煤层厚度：
本工作面范围内煤层厚度1.8-2.1m，平均厚度1.9m，煤层变化情况不大，但在煤层厚度为2.1m的区域内，煤层上部有0.5m左右夹石，其上部有0.2m左右的煤。
煤层产状：
本工作面煤层走向NW15。
-SE15。
，倾向NE75。
，煤层倾角在3。
-10。
之间，平均6。
左右，工作面顶板较稳定。
该工作面为山西组2#煤层，煤层上部有0.2-0.7m的夹石，煤层普氏系数F=2.5，2-1021巷掘进过程中揭露一条落差为0.8m左右的正断层，2-1022巷掘进过程中揭露一条落差为2.2m左右的正断层，这2条断层中对正常回采可能造成较大影响的是：
2-1022巷落差为2.2m的断层。
煤层为半亮型煤，煤种牌号为1/3JM。
第三节煤层顶底板
煤层基本顶：
为k8砂岩，厚度为3-15m。
成灰白色中粗粒长石石英砂岩，中厚层状，钙质胶结，致密坚硬，裂隙不太发育，岩层稳定。
直接顶：
为0-5m厚的泥岩、砂质泥岩，成深黑色，致密性脆，局部夹薄层细砂岩，上部有一层0.3m左右的煤线，岩性、厚度变化较大。
直接底：
为0.1-5m厚的泥岩、砂质泥岩，成深黑色，致密较硬，上部有一层薄层状软泥岩，遇水膨胀为泥状。
老底：
为4.0m厚的细中粒砂岩，成深灰色，致密较硬，含云母碎片，水平层理。
附图Ⅰ：
煤层综合柱状图
第四节地质构造
工作面中南部为一背斜和一向斜的褶曲两个构造形态，轴向NW40。
，北部呈一向斜构造形态，其轴向NW50。
，北翼煤层产状：
走向NE75。
倾向SE，倾角4-11。
，南翼煤层产状：
走向NW30。
，倾向SW60°，平均倾角5°，工作面共揭露出F1、F2两条断层，断层产状如下：
断层名称
走向
（°）
倾向
（°）
倾角
（°）
落差（m）
工作面内延伸情况
备注
沿走向（m）
沿倾向
（m）
F1
NW40
ES35
55
0.8
2
30
对回采影响不大
F2
NW56
NW30
45
2.2
5
45
对回采影响大
附图Ⅱ：
工作面运输巷、回风巷，开切眼素描图：
（1：
1000）
第五节水文地质
能够影响到本工作面回采的含水层主要为2#煤上部k8、k9砂岩弱含水层，含有裂隙水，本工作面的正常涌水量为3-8m3/h，最大涌水量为15m3/h。
地表水体不会对回采造成影响，本区沟谷平常无水，只有雨季才有洪水，来去迅速，煤矿井口均位于历年最高洪水位线以上，不会对煤矿开采造成威胁。
第六节影响回采的其他因素
瓦斯：
相对涌出量2.98m3/t。
煤尘：
煤尘爆炸指数为33.89%，具有爆炸性。
煤层自燃等级：
Ⅱ级
冲击地压：
本工作面煤层不具有冲击倾向性，且采深及推采速度等都不具诱发冲击地压，不会对工作面回采造成影响。
地质部门对工作面回采的具体建议：
1、在顶板破碎或遇构造时，应加强顶板管理且必须制定专项措施。
2、回采过程中局部涌水量较大，应完善工作面排水系统，加强排水管理。
3、过断层时必须制定专项措施，加强支护强度与密度。
第七节储量及服务年限
一、储量计算：
工作面可采面积：
（200-20）×130=23400m2
容量：
1.35t/m3回采率：
95%
工业储量：
23400×1.35×1.8=56862t
可采储量:
56862×95%=54018.9t
二、服务年限
服务年限=可采储量/设计月产量=54018.9/21607.6=2.5个月
第二章采煤方法
本工作面采用走向长壁轻型综采采煤，ZY3100/10/21两柱掩护式液压支架支护顶板，采用全部垮落法处理采空区。
第一节巷道布置
一、工作面巷道布置方式：
工作面正、副巷均沿煤层走向布置，正、副巷分别长230m、200m，切巷长130m。
二、工作面基本参数:
巷道名称
断面形状
支护形式
断面尺寸
长度
位置
用途
2-1021巷
矩形
锚网、锚索
3.0×2.0
230m
集中皮
带巷南
进风、运煤
2-1022巷
矩形
锚网、锚索
3.0×2.2
200m
集中皮
带巷南
回风、运料
2-102切巷
矩形
锚网、锚索
5.0×2.4
130m
集中皮
带巷南
回采时开切眼
附图Ⅲ：
巷道布置及四邻关系示意图：
（1：
2000）
第二节采煤工艺
一、工作面回采工艺流程:
端头斜切进刀→落煤、装煤→移架支护→推溜→清煤。
二、采高、循环进度
本工作面煤层厚度为1.7-1.9m，平均厚度1.8m，确定一次采全高，工作面高度不能低于1.20m，最高不得超过2.0m。
循环进度为0.6m。
三、各工序施工工艺:
1、落煤、装煤：
工作面破煤、装煤采用MG150/345-W型双滚筒采煤机，其滚筒直径为1.2m，截深0.6m。
采煤机牵引方式为液压无极调速，齿轮一销排式无链牵引。
进刀方式采用端头斜切进刀，即采煤机由机头（尾）斜切进刀，行走20—30m，待前后滚筒全部切入煤壁达0.6m后，移机头（尾）将刮板机全部顶移后，机组再反向割三角煤，待割透煤壁，然后反向牵引正常割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，双向割煤，即采煤机往返一次为两个循环。
附图Ⅳ：
采煤机割煤及进刀方式示意图。
2、运煤：
工作面选用SGZ-630/320型封底式刮板输送机，顺槽采用SGB—620/40T型刮板输送机转载及SSG—800可伸缩胶带输送机运到集中皮带巷，然后通过SSG-1000胶带输送机将煤运至主井煤仓，主立井用ZJK-2.5/11.5E绞车提升后经SSG—800胶带转载机将煤运至地面储煤场。
3、移架：
本工作面采用ZY3100/10/21两柱掩护式支架，移架采用邻架手动控制，顺序移架。
邻架控制原理：
邻架手动控制阀组→邻架组合接头→本架组合接头→本架动力油缸。
工作面移架要追机作业，采煤机割煤后，支架即可降柱前移，以实现及时支护，也可同时操纵降柱和移架两手柄，待支架开始移动时，将降柱手柄放到中间位置，使支架擦顶移架，这样既有利于维护顶板又能提高工作面效率。
在移架中还可同时操纵侧推千斤顶，从而扶正支架，一方面防止支架倾斜，另一方面使支架间保持适当的距离。
移过支架后，操纵升柱手柄立即升架，并操纵平衡千斤顶，使支架顶梁接顶严实，并符合以下要求：
（1）支架初撑力不低于2609.2KN。
（2）移过的支架成直线，其偏差不超过±50mm，支架中心距1.5m，其偏差不超过±100mm。
（3）支架顶梁平行于顶板，其最大夹角小于7度：
（4）相邻两支架不得出现明显错差，错差不超过顶梁侧护板高的2/3，支架不挤、不咬，架间空隙小于200mm。
（5）支架端面距不大于340mm。
（6）正常情况下，移架距采煤机后滚筒不大于4.5m，否则必须停机移架。
如果顶板破碎，则必须停机移架，或追机移架，必要时采取少降快移，带压移架的办法，保证有效控制顶板。
4、推溜
采煤机割煤后距采煤机后滚筒15m以上时，即可顺序推溜，推溜时，必须多个支架同时协同操作，不使溜子出现急弯或弯度过大，必须符合下列要求：
（1）推溜必须是同一方向，严禁从两头向中间推溜；
（2）推过的溜子必须成直线，其偏差不超过±150mm，最大弯度不超过3度，弯曲段不少于15m，保证溜子平、直、稳。
（3）移机头和机尾时，必须距采煤机后滚筒15m。
进刀后机头和机尾必须一次移够步距。
5、清煤：
推过溜子后，及时将支架间推溜千斤顶槽内的浮煤及时清理干净，装入工作面刮板运输机内运走，保证2m2内浮煤平均厚度不大于30mm，及时将挡煤板与销排间的浮煤清理干净，保证机组顺利通过。
6、推移转载机
回采机头拉过后及时推移转载机（利用单体支柱前移），移动步距0.6m。
7、打眼放炮
当机头煤壁割不透或安全出口宽度不够，需进行开缺口扩帮时，采用打眼放炮的方式。
放炮使用MFB-100型发爆器，顺发电雷管及乳胶炸药（φ35×200mm），放炮时必须严格遵守《煤矿安全规程》有关规定。
8、采空区处理方法：
本工作面采空区处理采用全部垮落法。
第三节设备配置
设备配置表
名称
型号
功率
数量
采煤机
MG150/345-W
345
1
刮板机
SGB-630/320
320
1
转载机
SGB-630/40T
40
1
皮带
SSJ-800
50
1
基本支架
ZY3100/10/21
83
过渡支架
ZYG3100/11/24
4
乳化液泵
BRW-200/31.5
125
1
附图Ⅴ:
工作面运输系统及设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、支架选型
根据工作面顶、底板岩性及有关技术资料，工作面选用ZY3100/10/21两柱掩护型支架。
支架特征为：
支撑高度：
1000-2100mm
支架宽度：
1460-1470mm
支架中心距：
1500mm
支架初撑力：
2609.2KN
支架工作阻力:
3100KN
端面距：
250mm
移架步距：
600mm
支架额定支护强度：
0.51-0.57Mpa
泵站压力：
31.4Mpa
支架对底板的比压：
1.13-1.29Mpa
中间架顶梁长度：
3195mm
过渡架顶梁长度：
3295mm
支架操作方法：
邻架操作
1、支架压力计算
Pn=72.3Hm+4.5Lp+78.9Bc-10.2N-62.1
式中：
Pn—液压支架单位面积上所承受的额定支护强度
Hm—采高取1.8m
Lp—基本顶同期来压步距取15m
Bc—控顶宽度（端面距加控顶宽度）0.25+3.295=3.545m
N—充填系数（直接顶厚度/采高）2.5/1.8=1.39m
则：
Pn=72.3×1.8+4.5×15+78.9×3.545-10.2×1.32-62.1=401.78KN/㎡=0.40Mpa
支架支护强度为0.51Mpa，因工作面顶板实际支护强度为0.42Mpa小于液压支架的额定支护强度，所以所选支架符合要求。
2、额定支护强度下液压支架工作阻力
Fs=Pn（Sc×Bc/Kc）
式中：
Fs—液压支架工作阻力
Sc—液压支架中心距，取1.5m
Kc—液压支架的支撑率，取0.9
Bc—控顶宽度3.545m
则：
Fs=401.78×（1.5×3.545/0.9）=2374KN
工作面阻力为2374＜3100KN故支架符合要求
二、工作面支护说明
本工作面基本支架为ZY3100/10/21型两柱掩护式液压支架，工作面长度130m，共安装87架；过渡支架为ZYG3100/11/24型两柱掩护式液压支架，共安装4架。
支架沿工作面直线排列，两支架中心距1.5m，支架端面距不大于340mm。
支架操作采用邻架操作，顺序移架，进风侧支架控制迎风侧支架，移架步距0.6m。
工作面液压支架必须进行编号，统一管理。
附图Ⅵ：
工作面支架布置及端头支护示意图
巷道断面示意图
三、乳化液泵站
1、乳化液泵站型号，BRW200/31.5，电机功率125KW，液箱容积1500L，工作压力31.5Mpa。
2、管路选用8分无缝钢管。
3、乳化液泵站管理：
（1）乳化液泵和乳化液箱均应水平安装，乳化液箱位置应高于泵体100mm以上。
（2）开关等设备应安装在无淋水的干燥地点，如不能避开淋水，要妥善遮盖。
（3）乳化液箱一个月清洁一次，乳化液温度不能超过50℃。
（4）乳化液泵站工作压力31.5Mpa，流量200L/分，液压泵乳化液（MDT乳化油）配比为3%—5%。
（5）乳化液泵站工作压力由包机组长负责，每周测定一次，工作压力不符合要求时，要查明原因立即处理。
第二节工作面顶板控制
1、工作面选用ZY3100/10/21型两柱掩护式支架支护。
2、正、副巷超前支护选用Dz-22（25）型单体液压支柱配合HDC-700型л梁联合支护。
3、正、副端头采用ZYG3100/11/24型过渡支架支护端头顶板。
第三节运输顺槽、回风槽及两端头顶板控制
一、运输顺槽、回风顺槽超前支护：
两顺槽超前工作面煤壁线20m范围内采用HDC-700型л梁配合Dz-22（25）型单体液压支柱进行支护，并保证此范围内的巷道高度不低于1.8m。
运输顺槽超前支护：
距工作面煤壁线10m范围内支设双排支柱，10-20m范围内支设单排支柱，柱距1m。
支柱支在顶梁的1/2处，支柱靠工作面侧距煤壁线0.7m，靠煤柱侧距煤壁0.4m。
回风顺槽超前支护:
距工作面煤壁线10m范围内支设双排支柱，10-20m范围内支设单排支柱，柱距1m。
支柱支在顶梁的1/2处，支柱靠工作面侧煤壁线0.6m，靠煤柱侧距煤壁0.6m。
要求：
超前支护必须完整无缺，超前支柱钻底量超过100mm时，必须加穿铁鞋，超前支护支柱初撑力不低于90KN。
必须严格执行“栓梁、栓柱”制度。
要求：
制作专用带钩小链与柱子连接好，并挂在л梁上，以防倒柱伤人。
当两顺槽压力增大时，超前支柱柱距适当缩小为0.8m，且将原支护方式改为对梁五柱迈步式支护，超前支护方式改为20m范围双排支护。
并对顶板破碎段采用棚式支护，棚距0.8m，棚梁为HDC-2800型长л梁，棚腿为平体支护，保证有效地控制顶板。
л梁不能接顶严实时，采用道木或板梁进行接顶。
二、工作面端头支护
工作面端头支护采用工作面基本支架配合单体支柱进行支护，过渡支架支不到的地方采用DZ－22（25）型单体液压支柱配合HDC－2800π型梁进行支护，支护方式采用对梁八柱式进行支设。
具体支护方式是：
1、上、下端头放顶线同工作面放顶线保持一致，并沿放顶线支设封口柱，柱距300mm，π梁选用HDC—700型π梁，支柱支在顶梁的1/2处，π梁顺巷布置。
2、端头支护采用ZYG3100/11/24型过渡支架支护，初撑力2609.2KN。
三、支护材料的规格数量及管量：
名称
型号
使用数量
备用数量
基本支架
ZY3100/10/21
83架
过渡支架
ZYG3100/11/24
4架
单体支柱
DZ－22（25）
86根
各10根
π梁
HDC—700
82根
10根
HDC—2800
4根
4根
木质板梁
2000×200×120
30根
圆木
Φ20×2000
20根
所有备用支护材料全部码放在副巷距工作面150-200mm处，不得有淤泥、积水，且保证顶板完好，材料按类堆放整齐，不超过巷道断面的1/3，不影响通风及行人，所有支护材料必须进行挂牌管理。
第四节矿压观测
一、工作面支护质量及顶板动态监测：
工作面共布置测点17个，在5、10、15、20、25、30、35、40、45、50、55、60、65、70、75、80、85支架上各安装两块直读式压力表，在3、13、23、33、43、53、63、73、83支架上安装一块圆图自记式矿压观测表。
观测时间为每一个循环观测一回，交接班时各一回。
二、现场管理措施：
直读式压力表，工作面每推进一个循环，观察记录一次，由每班验收员负责监测，及时观测支架初撑力进行记录，以上资料由技术员及时收集，并上报生产科备案。
三、巷道顶板动态监测：
1、生产科负责安装顶板离层仪，队组配合施工安装。
2、在正、副巷内每100m安设一个顶板离层仪，特殊地段执行通知单。
3、仪器牌板在每个仪器安装结束时挂牌标明仪器编号和安装时间。
4、仪器的观测由施工队组技术员负责。
每圆班观测一次，观测结果填入台账，发现异常情况立即汇报生产科。
四、生产科对所汇报的数据进行分析处理，并将处理结果及时反馈到队组，队组根据分析结果指导生产，加强工作面支护管理，及时掌握工作面顶板活动规律，根据具体情况及时采取有效的措施，保证支护强度达到要求有效控制顶板，确保安全生产。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输、装载、转载方式：
1、工作面采用SGB—630/320T型刮板输送机，顺槽采用SGB—630/40T刮板运输机转载，SSJ—800型一部可伸缩胶带输送机。
2、运料采用调度小绞车、元宝矿车或专用材料车进行运输。
二、设备固定方式：
1、溜子机头、机尾采用底锚或压柱固定。
2、皮带机头、机尾采用底锚固定。
3、绞车安装在副巷车场内，采用4根枕木，8根底锚进行固定。
4、各部车场距离坡点2m处设一双舌挡车器，其它绞车处各设置一个移动式挡车器，并备用一个。
三、运输路线：
工作面运煤路线：
工作面→2-1021巷→集中皮带巷→煤仓→主立井→煤场
工作面运料路线：
副斜井→副斜井轨道巷→材料巷→2-1022巷→工作面
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风设施：
1、2-102正巷距集中皮带巷100m的位置、副巷距材料巷口100m的位置各设一测风站。
2、在2-102工作面副巷口往里10-15m范围内安设一风速传感器（FS）。
二、工作面风量、风速计算：
根据《煤矿安全规程》有关配风量的规定和相关经验，拟定本工作面配风量不低于700m3/min。
1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100qk
式中：
Q—工作面实际需要风量，m3/min。
100—单位瓦斯涌出量配风量，按回风流瓦斯浓度不超过1%，取100计算。
q—工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量，0.39m3/min
k—工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀的各用风量系数，取k=1.2—1.6，取k=1.6
Q=100×0.39×1.6=62.4m3/min
2、按工作面温度计算
Q=60VS=60×V×（L大+L小）H/2
式中：
Q—工作面实际需要风量，m3/min。
V—工作面平均风速，取1.0
L大—最大控顶断面面积；
L小—最小控顶断面面积；
Q=60×1.0×（4.045+3.445）×1.8/2=405m3/min
3、按工作面每班工作最多人数计算：
Q=4N
式中：
Q—工作面实际需要风量，m3/min
N—工作面同时工作的最多人数，人
Q=4×45=180m3/min
经过上述计算，工作面配风量在900m3/min时，风量符合规定，能满足通风要求
4、按风速验算：
（1）按最低风速验算，工作面的最小风量：
Q＞15S
式中：
S—采煤工作面平均有效断面积，m2
15S=15×（4.045+3.445）×1.8/2=101m3/min＜900m3/min
（2）按最高风速验算，工作面的最大风量：
Q＜240S
式中：
S—采煤工作面平均有效断面积，m2
240S=240×（4.045+3.445）×1.8/2=1618m3/min＞900m3/min
经验算工作面配风量在900m3/min时，风速符合规定，能满足要求。
根据经验和有关配风量的规定，结合上述计算，确定工作面配风量为900m3/min-1000m3/min。
三、通风系统
新鲜风流：
主立井↘
副斜井→副斜井轨道巷→集中皮带巷→2-1021巷→工作面
乏风流：
工作面→2-1022巷→材料巷→总回风巷→回风斜井→地面
四、防治瓦斯
1、瓦斯检查：
在副巷距离工作面10m的位置、工作面及上隅角分别布置瓦斯检查地点，每班检查3次。
检查地点要悬挂瓦斯牌板，标明检查日期、时间、地点、温度、CH4、及CO2浓度。
瓦检员检查瓦斯后，要及时填写手册及牌板，并要由带班长签字，签字后要及时向通风科、调度室汇报，通风科要求每天上午8时前将前一天有害气体情况汇总后，由通风科长、总工程师、矿长审阅、签字。
当瓦斯浓度超过1%时，带班长、瓦检员必须将所有人员撤到新鲜风流处，并及时上报调度室，制定排放瓦斯措施，经总工程师批准后，由通风科严格按批准的排放措施进行瓦斯检查排放。
只有瓦斯浓度降到1%以下，方可恢复生产。
2、瓦斯监测：
在2-102工作面副巷距工作面煤壁10m范围内安设一个瓦斯探头（T1），监测工作面瓦斯浓度，其瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。
断电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备。
在2-102工作面上隅角封口柱处安设一个瓦斯探头（T。
），监测上隅角瓦斯浓度，其瓦斯报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.5%，复电浓度＜1.0%。
断电范围为工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备。
在2-102工作面副巷口往里10-15m范围内安设一瓦斯探头（T2），监测工作面回风流中的瓦斯浓度，其报警浓度≥1.0%，断电浓度≥1.0%，复电浓度＜1.0%。
断电范围为工作面及回风巷内的全部非本质安全型电气设备。
当瓦斯探头报警后，瓦检员立即将工作面及回风巷内所有人员全部撤到进风巷中的安全地点，并及时上报通风科、调度室进行彻底处理，确认无任何危险后方可进入工作面。
五、综合防尘
1、防尘供水系统
供水水源来自于地面高山水池（容量800m3），经4寸主管路到2-102工作面正、副巷口，然后变径为2寸管路到正、副巷安全出口，再通过高压软管及采煤机到工作面，正巷管路负责机组内、外喷雾，副巷管路负责架间喷雾。
2-102正、副巷口各安设一个截止阀门，机组内、外喷雾齐全，覆盖全断面，外喷供水压力不小于4Mpa。
高山水池→副斜井→副斜井轨道巷→集中皮带巷→2-1021巷→工作面
高山水池→副斜井→副斜井轨道巷→材料巷→2-1022巷→工作面
2、综合防尘设施布置和安装要求：
（1）架间喷雾
每一支架顶梁上都设有架间喷头，能满足架间喷雾要求。
（2）转载点喷雾：
正巷皮带机头、转载溜子机头、工作面溜子机头各安设一个转载喷雾并配有不小于20m洒水软管，转载喷雾应安装在机头专门架子上，迎风45。
固定。
上、下隅角封口柱处设净化喷雾一道。
（3）风流净化水幕：
2-1021巷距顺槽皮带机头后50m处安设一道覆盖全断面风流净化水幕；
2-1022巷距工作面煤壁100m范围内安装两道覆盖全断面风流净化水幕，两道风流净化水幕间距不大于50m。
（4）巷道洒水
在巷道内的洒水管路每隔50m安设一个“三通”阀门，配备一条不小于20m长的洒水软管供巷道洒水灭尘，设专人对巷道进行冲洗，保证巷道内没有浮尘。
3、隔爆设施
（1）隔爆水袋位置：
正、副两巷距工作面60-140m处各安设一组隔爆水袋。
（2）隔爆水袋用水量：
按巷道断面计算每平方米需200L水量。
2-102正巷净断面6.0m2，经计算得正巷用水量1200L，每个水袋容量为40L，需30个水袋；副巷净断面6.6㎡,用水量1320L，需33个水袋，在此统一用33个。
（3）水袋棚距：
1.2-2m，每组三个，共11组。
（4）水袋区长度：
不小于20m。
附图Ⅶ：
通风系统图
附图Ⅷ：
防尘系统图
附图Ⅸ：
安全监测监控系统（设备布置）图
六、防灭火
在正巷各部皮带、溜子机头上风侧,副巷泵站峒室处各10m范围设砂箱一个，砂箱内砂量不少于0.5m3，严禁
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