417三年规划 修改.docx
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417三年规划修改
第一章前言
为建立“通风可靠，抽采达标，监控有效，管理到位”的瓦斯治理工作体系，立足高投入、高标准的原则，按照《国务院瓦斯治理规划编制指导意见》，结合我矿实际，制定2013—2015年旧街煤业公司瓦斯治理三年规划，实现瓦斯治理从管理措施型向技术工程型转变，杜绝重大通风瓦斯事故，把我矿打造成本质安全型矿区，实现煤矿长治久安、和谐发展。
第2章规划编制依据
规划编写依据：
2010年版《煤矿安全规程》、国家总局《关于加强煤矿瓦斯先抽后采工作的指导意见》、《中华人民共和国安全生产行业标准》（AQ标准）等国家法律法规及行业标准。
第3章矿井概况
本矿井位于阳泉市西约18.5km，行政区划隶属阳泉市郊区旧街乡管辖。
井田东距阳泉市区约18.5km，太旧高速公路、307国道及石太铁路紧邻井田南界通过，工业广场距太旧高速公路阳泉西坡头入口1.5km，距石太线坡头车站1.5km，工业广场与上述交通线均由水泥、柏油硬化路连接，交通极为便利。
本矿井于1979年开始筹建，1984年竣工正式投产，生产能力为90kt/a。
2007年经技改扩建后，生产能力提升至300kt/a。
2009年全省煤矿企业兼并重组整合工作中确定为单保矿井，现进行600kt/a改扩建。
目前属技改矿井。
本矿井井田面积1.5036km2，批采煤层为3、8、9号煤层。
现我矿8号、9号煤保有地质储量1077万吨，可采储量598万吨，矿井服务年限为5.8年。
第1节矿井煤炭资源自然条件
我矿井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西地层。
太原组地层平均厚112.00米，含煤7层，分别为8、9、12、13、14、15、15下号煤层，其中8、9、15号煤层为稳定可采煤层，13号为较稳定局部可采煤层，其余煤层为不可采煤层。
全组煤层平均总厚度13.42m,可采煤层平均总厚度12.12m，含煤系数12.0%,可采含煤系数11.0%，含煤性好。
山西组地层平均厚60.70m，含煤5层，分别为2、3、4、5、6号煤层，3号煤层为稳定可采煤层，2号煤层为较稳定大部可采煤层，其余均为不可采煤层，本组煤层平均总厚度3.73m，可采煤层平均总厚度3.61m，含煤系数6.1%，可采含煤系数5.9%，含煤性一般。
第2节井田地层、地质
本井田位于太行山西翼，系舟山南侧，属侵蚀型中～低山地貌，地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂，其总的地势为北高南低，地形最高点为北部山梁处，标高1035m，最低点为东南角桃河北岸，标高805m，地形最大相对高差230m。
根据钻孔及井下采掘控制，井田构造形态为一轴向北东的向斜（簸箕掌向斜）构造，向斜表现为宽缓褶曲，北西翼地层倾角6°～10°，南东翼地层倾角8°～11°。
井田内目前未发现断层和陷落柱，没有岩浆侵入现象，地质构造属简单类型。
第3节煤层
1、8号煤层
该煤层位于太原组上部，上距3号煤层47.95m左右，为井田内稳定可采的中厚煤层，煤厚2.40～3.60m，平均2.67m，结构简单～中等，含夹石0～3层。
顶板岩性为泥岩～粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。
该煤层井田东部8101、8102、8103三个工作面和中部8201、8202两个工作面已全部采空，井田西部8301工作面正在回采。
2、9号煤层
该煤层位于太原组上部，上距8号煤层平均4.69m，局部（主井附近）与8号煤层合并，为井田内稳定可采的中厚煤层，煤厚1.71～3.30m，平均2.77m，结构简单。
顶板岩性为粉砂岩～泥岩，底板为泥岩～细砂岩，井田内没有进行开采。
可采煤层特征表
煤层号
煤厚（m）
最小-最大
平均
间距（m）
最小-最大
平均
结构（含矸数）
稳定性
可采性
顶板岩性
底板岩性
2
0.70～1.59
0.99
7.25～15.20
12.05
0～2
较稳定
大部可采
泥岩～细砂岩
泥岩～粉砂岩
3
2.05～3.12
2.62
0～2
稳定
井田内可采
泥岩砂质泥岩
泥岩砂质泥岩
43.77～51.47
47.95
8
2.40～3.60
2.67
0～3
稳定
井田内可采
泥岩～粉砂岩
泥岩粉砂岩
0.19～10.60
4.69
9
1.71～3.30
2.77
0～2
稳定
井田内可采
粉砂岩～泥岩
泥岩～细砂岩
第4节矿井开拓开采现状
本矿井现开采煤层为8号煤层，矿井采用单一水平开采，属立井开拓方式。
本矿井属机械化开采,资源开发技术条件较好,矿井实现了生产集中，以“一井一面”达到设计生产能力。
采煤方法采用综合机械化采煤法。
工作面走向长度为600m，工作面长度为142m。
矿井准备巷道及回采巷道均布置在煤层中，并沿煤层掘进，机械化程度100%。
一、二采区已回采完毕，现生产活动主要集中在三采区。
2011年矿井完成原煤产量35万t。
2012年矿井完成原煤产量30万t。
采掘工作面作业方式为“三八制”，两班生产，一班检修。
第4章矿井瓦斯治理现状及分析
第1节瓦斯赋存情况
由于煤层变质程度深，覆盖层厚且致密，瓦斯逸散条件不好，煤层瓦斯含量高，是瓦斯富集地带。
根据2012年度《山西省煤矿矿井瓦斯等级鉴定报告》结果
矿井瓦斯涌出情况
矿井名称
产能
（万吨/年）
层别
瓦斯等级
瓦斯涌出量
备注
相对（m3/t）
绝对（m3/min）
鉴定时间
旧街煤业
30
8#
高
44.42
43.16
2012.07
等级鉴定
根据2013年山西煤炭工业厅综合测试中心《8号煤层瓦斯赋存参数测定报告》鉴定结果
瓦斯参数测定情况
煤层透
气性系数m2/（MPa2.d）
吨煤瓦斯
含量（m3/t）
瓦斯压力
（Mpa）
瓦斯放散
初速度△P
坚固性
系数f
百米钻孔自然瓦斯涌出衰减系数
（d-1）
孔隙率（%）
11.543
7.41
0.3150
11.3
0.9
0.0013
3.40
根据2013年1月，煤炭科学研究总院沈阳研究院《8号煤层与9号煤层区域煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》8号煤层在鉴定范围内在标高+420米以上至+446米之间，东部至鉴定B（4194785,19713080）、点D（4194565,19717095）（或构造带）西部至坚定点A（4194780,19712520）、点C（4194370,19713080）区域为无煤与瓦斯突出危险性。
9号煤层在鉴定范围内在标高+418米以上至+446米之间，东部至鉴定B（4194785,19713600）、点D（4194220,19713600）（或构造带）西部至坚定点A（4194780,19713000）、点C（4194220,19713000）区域为无煤与瓦斯突出危险性。
第2节矿井通风现状
1、通风系统
本矿井在工业场地内建设进、回风井三个井筒。
采用中央并列机械抽出式通风。
主立井布置在9号煤层下部。
回风斜井布置在8号煤层上部。
井下采用一进两回的通风方法进行通风：
进风系统主要有东翼轨道运输大巷、东翼皮带运输大巷、西翼轨道运输大巷；回风系统主要有综采采区回风巷、西翼采区回风巷、回风全部归入1号、2号暗斜井。
2、通风设施
地面所有通风设施全部按30万吨/年设计要求建设完成,主要通风巷道全部采用立体交错形式布置。
在布置采面时,进、回风巷道互相实现连通,联络巷道在完成通风服务后及时构建了永久闭墙或行人风门,8号煤开采巷道范围集中在东西翼两侧,系统调节通风采用人工风桥。
现矿井建设有4座人工风桥,各顺槽掘进巷道联络巷全部采用双道永久闭墙进行封闭。
局部风量调节设施为回风巷道内带风窗行人风门,为各地点调节风量。
综掘工作面均为双巷掘进，每隔50米开一横贯，解决送风距离远的问题。
一般安装两台对旋局部通风机，均为双风机、双电源，并能自动切换。
矿井主要通风机情况表
核定生产能力（万吨）
风 机 型 号
功 率
风量
m3/min
风压
pa
通风系数
30
FBCDZ60-6-NO19
2×185KW
4290
2560
1.2
矿井通风能力验证
FBCDZ60-6-NO19型轴流式风机，矿井总进风量4100m3/min。
各用风地点总和为390（回采）+480（准备面）+1620（两个掘进）+480（开拓）=2970m3/min，乘以矿井通风富裕系数1.2，即得矿井总进风量为3564m3/min。
4100m3/min>3564m3/min
主扇风量能满足现在矿井的生产需要。
3、矿井监测监控系统
⑴监测监控系统
本矿井监测监控系统于2008年5月升级改造,系统名称为KJ99N,监控数据与监测监控局域网联网上传。
于2009年3月份经阳泉市郊区煤炭工业局组织有关专家进行验收,验收合格。
并以阳郊煤【2009】23号文件批准投入使用。
升级改造后监测监控系统名称为KJ99N,到目前为止,安装了监控分站18台,安装了瓦斯探头37个,一氧化碳探头7个,风速探头7个,温度探头9个,烟雾探头4个,风门开关传感器10个,设备开停传感器28个,二氧化碳传感器2个，馈电5个，风筒5个，声光报警8，压力传感器7个。
监测监控系统干线光缆由主井引至地面监控中心站。
中心站配备有主、副机2台,采用双回路供电,并配备有供电不少于2小时的不间断电源。
各种参数不间断进行监测监控,出现故障能够报警和记录,并且具有强大的数据处理与存储功能,报表打印格式任意编排。
⑵监测监控数据
监测监控系统可随时显示监测数据、图形、曲线和报警、断电及数值,可完成数据的查询、统计、历史曲线显示、报表打印、故障报警,数据系统分级管理,报警故障记录,完整的事件记录等功能。
各种操作不影响系统的传输,保证系统的检测实时性。
⑶监测监控效果
监控系统可以检测瓦斯、风速、负压、一氧化碳、温度、风门开关及各种大型机电设备开停等参数。
各分站具有风电、瓦斯电闭锁等功能,分站、传感器及执行器组成的工作单元可独立工作,系统可实现中心站远程监控或受到强行控制异地断电，分站和传感器断电及分站区域断电,声光报警功能。
⑷系统维护
井下监控系统维修工每班安排1名,每班检查监控系统及电缆的运行情况,核查探头显示数值是否误差超过规定值。
如发现读数值误差大于允许范围时,先以读数较大者为依据,在8小时内将探头调校或更换。
每7天对井下所有两闭锁进行测试,发现不能实现闭锁功能的及时查明原因,进行处理,确保闭锁功能的可靠。
瓦斯探头每7天进行井下标校一次。
每半年送市质检中心进行标校一次,在日常的维护工作中,及时检查各类仪器仪表及探头、控制器,有超过使用期的进行更换,确保监测监控数据真实有效,控制设备灵敏可靠。
4、人员配置
矿井有“一通三防”专门管理机构，建立有矿、科、队三级责任制度。
矿长为“一通三防”第一责任者、矿总工程师对“一通三防”业务技术负总责，矿井设立有通风科、通风队。
通风科配备人员80人，全部取得相关资格证书。
其中：
科级干部1人，队长2人，测风员1人，瓦斯员17人，放炮员6人；井下监控维护工1人；监控组值班人员7人；主扇值班人员6人；抽放泵站值班人员8人；矿灯房7人；抽放队人员24人。
从事“一通三防”方面工作人员共80人（其中工程技术人员，中级职称1人，初级职称的5人）。
第3节矿井瓦斯抽采现状
1、抽采系统
本矿井在工业场地北侧修建了地面永久抽放泵站,安装2台2BEC-40型水环式真空泵（一用一备）。
抽放泵功率90kw，额定抽放量81ｍ3∕min，2台2BEC-52型水环式真空泵（一用一备）。
抽放泵功率为220kw额定抽放量为167m3/min。
分别承担高、低负压两套抽放系统,高负压抽放系统承担掘进顺槽巷道本煤层瓦斯预抽与回采工作面本煤层瓦斯抽放,低负压抽放系统承担邻近层与采空区瓦斯抽放工作。
现矿井瓦斯抽放量14m3/min。
矿井抽采系统情况表
矿井
抽放泵型号
台数（台）
装机能力（m3/min）
抽采
方法
抽采量（m3/min）
抽采浓度（%）
抽放管路
（米）
备用系数
旧街
ZBEC-40
2
81
卸压抽放
4
10-30
2520
2
ZBEC-52
2
167
本煤层抽放
10
10-30
3520
2
2、抽采能力
按照《煤矿抽采达标暂行规定》运行泵的装机能力不得小于瓦斯抽采达标时应抽采瓦斯量对应工况流量2倍，即2×（100×抽采达标时的抽采量×标准大气压）/｛抽采瓦斯浓度×（当地大气压-泵运行负压）｝高负压抽采瓦斯浓度以25%计算，低负压抽采瓦斯浓度以35%计算，泵运行负压以现在运行负压为准计算：
高负压抽采纯量：
167=2×（100×Q高×101325）/｛25×（92.4-24）×1000｝
Q高=14m3/min
低负压抽采纯量：
81=2×（100×Q高×101325）/｛35×（92.4-20）×1000｝
Q低=10m3/min
3、瓦斯抽采的具体方法
目前主要的瓦斯抽采方式：
邻近层卸压抽采、本煤层局部区域预抽、采空区瓦斯抽采等。
8#煤层综采工作面都采用本煤层顺层钻孔进行预抽，邻近层瓦斯采用钻孔抽采结合采空区抽采的方法。
8#煤层掘进工作面都采用抽掘交替的方法。
各开掘、回采工作面采用独立通风系统进行通风，风排瓦斯量17.4ｍ3/min，抽采量在14m3/min，全矿井抽采率为44.5%，吨煤瓦斯抽采量为21m3/t。
2BEC-52型抽放系统主管路全部选用Ф426mm钢管，2BEC-40型抽放泵系统主管路地面选用Ф426mm钢管，井下选用Ф219mm钢管。
其中高负压抽放系统安装主管2110m，支管1410m，低负压抽放系统安装主管1920m支管600m。
抽放泵站管路经回风井铺设至8号煤采区回风巷,由8号煤采区回风巷延伸至8301综采尾巷、回风巷及8302准备工作面、8303进风顺槽口钻场。
综采工作面回风顺槽及尾巷顺槽设分支管道。
分支管路选用Ф219mm钢管垫高安装。
全部延伸至工作面对本煤层瓦斯预抽和邻近层采空区抽放,现预抽钻孔达287个。
钻机配备：
我矿现有各类钻机7台，其中CSMI-6500型钻机一台，ZDY1900钻机3台，ZDY1200钻机3台。
本煤层采用￠89mm和￠98mm螺旋钻杆和￠94mm或￠113mm合金钻头。
邻近层钻孔采用￠85mm、￠94mm合金钻头，部分钻孔用￠153mm合金钻头进行扩孔。
封孔方法：
本煤层钻孔采用聚胺脂和PE管封孔，封孔长度9m。
矿井泵站抽采瓦斯情况表
泵站
运行方式
浓度（%）
混合量
（ｍ3∕min）
纯量
抽采率（%）
ｍ3∕min
万ｍ3∕d
万ｍ3∕d
2BEC40
邻近层抽放与采空区抽放
一用一备
22
18.18
4
0.58
2.02
40%
以上
2BEC52
本煤层预抽
一用一备
14
69.8
10
1.44
4、抽采措施
（1）掘进工作面采用掘抽交替作业的方式进行掘进,掘进停掘工作面设置钻场,打12个超前预抽钻孔,设计钻孔深度70m、100m和120m，钻孔孔径89mm。
成孔后连接抽放系统对掘进前方的瓦斯预抽允许掘进50m、80m和100m,留20m安全距离。
（2）8302和8303部分巷道采用本煤层和掘进预抽钻孔同时施工，随掘进巷道成巷推进,及时对准备工作面煤体打本煤层抽放钻孔。
工作面采长142米,钻孔深度120-130m,间距4米，单侧施工，孔径89mm。
成孔后对采面煤体瓦斯进行预抽,减少工作面开采时的风排瓦斯量。
（3）在综采工作面尾巷向工作面顶部每7m打1个邻近层瓦斯抽放钻孔,钻孔设计采用高、低位孔相结合的方法，高位钻孔设计是采高的10-15倍，钻孔角度在40-57°之间，低位钻孔设计是采高的4-8倍，角度在30-36°之间。
其中最大孔径为￠153mm，小孔径为￠94mm，深入工作面长度平均30m。
工作面每过一个贯眼,贯眼密闭后全部接瓦斯管,对采空区进行抽放。
第4节矿井瓦斯治理存在的主要问题
近年来，我矿认真开展了瓦斯集中整治，投入了大量资金和人力在矿井“一通三防”各系统以及矿井生产、运输、供电、排水、安全教育培训等方面作了大量工作，取得了较好效果。
但在瓦斯治理方面还存在如下一些问题：
1、矿井回风断面积小，通风阻力高，系统需进一步优化。
一是由于矿井8号煤层与9号煤层层间距小，在开采8号煤层期间，造成9号煤层瓦斯大量涌出，致使“一通三防”管理难度加大。
二是我矿现在回风井安装的两套FBCDZ-6-NO19型对旋式轴流风机其工作风量4600m3/min，负压1850Pa，已不能满足矿井60万吨生
产的需要。
2、由于矿井8号煤层与9号煤层层间距小，在开采8号煤层期间，巷道矿压显现严重，巷道维护难度大，影响通风系统稳定。
3、由于生产衔接紧张没有充分的时间进行抽采，“抽-掘-采”衔接关系未真正调整到位。
4、预计在2013年8月份新系统才能实现联合试运转，根据60万吨/年技改初步设计，8301工作面为验收工作面，而8301工作面剩余可采储量仅为9.11万吨。
因此2013年我公司以掘进任务为主，回采出煤为辅，确保我公司60万吨/年技改顺利验收竣工。
第5章三年瓦斯治理规划目标和指标
第1节三年瓦斯治理规划内容
一、矿井通风系统规划
1、工作任务
合理安排抽采衔接，优化、完善通风系统，提升通风能力，实现分区通风，满足矿井安全高效发展需要。
2、重点工作
⑴2013年，投运回风立井，形成“一进三回”通风系统。
2013年7月底安装完成FBCDZ-NO25型轴流式风机及电控设备，2013年8月初对回风立井风机性能进行测定，并测定全矿井通风阻力，优化矿井通风系统。
矿井总风量将达到8000-10000m3/min。
⑵2013年完成9号煤开采设计批复，2013～2014年完成9号煤一、二采区大巷整巷工程，形成9号煤开采通风系统。
⑶2013～2015年，加大受矿压损坏巷道维修力度，降低通风阻力。
规划期共维修巷道3760m，其中：
2013年维修2535m，2014年维修1225m。
⑷由于9号煤的上保护层8号煤已经采完，所以预计9号煤瓦斯参数将远小于8号煤，通风能力和抽放能力按8号煤计划。
上述工程完成后，矿井通风系统得到进一步优化和简化，矿井通风系统更加合理可靠，风量调节容易，边远采区通风状况得到根本改善，矿井通风阻力会逐年下降，常年维持在2000Pa以下;通风能力可达60万吨要求。
3、矿井通风能力验证
安装完成FBCDZ-NO25型轴流式风机，矿井总进风量8000-10000m3/min。
各用风地点总和为（1760回采+880备用面+2427三个掘进头+1467三个预抽掘进工作面）×1.5=9801m3/min乘以矿井通风富裕系数1.5，即得矿井总进风量为9801m3/min。
10000m3/min>9801m3/min
更换后的主扇风量能满足矿井的生产需要。
二、抽采系统规划
1、8302工作面投产后，由现有2BEC52型抽放泵主要抽采3号煤采空区及8号煤采空区及邻近层瓦斯；计划将2BEC40型抽放泵更换2BEC67型抽放泵，主要抽采采掘工作面本煤层瓦斯，抽放量为18m3/min。
抽采能力必须达到60万吨/年以上。
新建的抽采系统计划于2013年9月初投运。
2、矿井瓦斯抽采进尺达到吨煤0.23m以上，矿井抽采率达到40％以上，采掘作业前煤体瓦斯残余含量降到8m3/t以下。
3、针对当前瓦斯治理现状，立足瓦斯抽放体系建设，同时学习晋城煤业集团瓦斯治理的先进经验，坚定信念，加大力度，迎难而上，解决制约矿井发展的瓦斯难题。
三、抽采能力规划
1、2013年规划
①二季度完成回风立井￠630mm及￠630mm抽放管路安装，并与新建抽放泵站对接运行，提升抽采泵站本煤层抽采能力；现安装2BEC40型水环式真空抽放泵2台，2BEC52型水环式真空抽放泵2台，总抽放能力248m3/min；将现抽放能力为81m3/min的2BEC40型水环式真空抽放泵更换为2BEC67型水环式真空抽放泵，抽放能力为295m3/min的抽放泵。
使矿井抽采能力达543m3/min。
更换抽放泵后的抽采能力
按照《煤矿抽采达标暂行规定》运行泵的装机能力不得小于瓦斯抽采达标时应抽采瓦斯量对应工况流量2倍，即2×（100×抽采达标时的抽采量×标准大气压）/｛抽采瓦斯浓度×（当地大气压-泵运行负压）｝高负压抽采瓦斯浓度以20%计算，低负压抽采瓦斯浓度以35%计算，泵运行负压以现在运行负压为准计算：
高负压抽采纯量：
295=2×（100×Q高×101325）/｛20×（92.4-30）×1000｝
Q高=18m3/min
低负压抽采纯量：
167=2×（100×Q高×101325）/｛35×（92.4-27）×1000｝
Q低=18.8m3/min
②制定出8号煤抽采设计方案；
③8号煤采区抽放管路更换安装￠426mm抽放管路1445m，8302及8303工作面安装￠219mm抽放管路共计2535m。
2014年规划
①9号煤采区大巷安装￠426mm抽放管路300m，8303及9101工作面安装￠219mm抽放管路共计2340m，共计费用64万元；②购置DS6500钻机92万元。
2015年规划
①9号煤9201及9202工作面安装￠219mm抽放管路3144m，共计费用60万元；②购置4200钻机60万元。
后附：
2013年至2015年抽放钻孔布置图
四、矿井监测监控系统规划
1、工作任务
按照《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029-2007）完善监控系统实现准确可靠，建立煤矿安全监控系统维护技术服务体系。
2、重点工作
⑴2013年对新建回风立井装备一套主扇在线监控系统。
⑵2014年矿井监测系统数据都实现双备份，改进网络信息传输质量。
⑶2013～2014年实施“矿井通风瓦斯灾害预警系统”的先进技术，建立矿井通风瓦斯灾害预警系统。
⑷2013～2014年按照国家标准不断升级改造监测监控系统，保证数据传输准确无误，动作灵敏可靠，实现零误报。
⑸2013～2014年建立完善抽放系统实时监测系统。
第2节三年瓦斯治理规划目标
1、杜绝重特大瓦斯事故，杜绝“一通三防”事故，建立瓦斯防治的长效机制，建成本质安全型矿井，实现矿井的长治久安；
2、完善通风、防尘、安全监控三大系统，杜绝瓦斯积聚和煤尘堆积，杜绝瓦斯超限。
全面提升矿井防灾治灾综合能力；
3、杜绝瓦斯超限作业，消除或减少采煤工作面上隅角、回风顺槽及专用排瓦斯巷瓦斯超限；消除采煤工作面及回风巷在爆破、回柱放顶、采煤机割煤工序中瓦斯超限。
4、优化矿井通风系统，进一步降低通风阻力，到2013年通风阻力力争降至2000Pa以下。
5、抽采多措并举，实现“抽-掘-采”平衡
6、强化“一通三防”管理，严格落实岗位责任，健全通风、防尘、监控和瓦斯抽采机构，配备足够的专业技术人员。
矿井通风质量标准化达企业一级。
第三节三年瓦斯治理规划指标
一、实现瓦斯超限零指标。
二、各工作面瓦斯预抽指标（单孔按0.03m3/min）
1、8302工作面共计瓦斯量为2563207m3,预抽时间不小于7个月，预抽瓦斯量1161216m3，抽放率在45%。
2、8303工作面共计瓦斯量为2075837m3,预抽时间不小于6个月，预抽瓦斯量995328
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