盛安煤矿矿井通风能力核定报告.docx
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盛安煤矿矿井通风能力核定报告
金沙县盛安煤矿
矿井通风能力核定
报告
项目名称：
金沙县盛安煤矿通风能力核定报告
项目类别：
矿井通风能力核定
核定机构：
金沙县盛安煤矿
核定日期：
二O一三年六月十日
前言┄┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈┈1
第一章矿井概况┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈┈┈┈┈┈┈┈3
第二章矿井通风核定┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈┈┈┈┈┈6
第三章核定的目的，今后的建议┄┈┈┈┈┈┈┈┄┈17
前言
为认真贯彻落实国务院第81次常务会议提出的“以风定产”等煤矿瓦斯治理措施，按照国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、国家发展和改革委员会联合下发的安监总煤字[2004]2544号关于印发（煤矿生产能力的若干规定）的通知，各煤矿每年要进行一次通风能力核定工作，并根据核定的通风能力科学合理地组织生产，严禁超通风能力生产。
预防瓦斯事故的发生，依据安监总煤矿字（2005）42号文件有关规定，我矿于2013年6月1日对矿井通风能力进行了核定。
一、核定的目的及指导思想
（一）坚持以风定产，根据《安全生产法》、《煤矿安全规程》的相关规定，并结合设计方案及《安全专篇》等确定矿井原煤生产规模。
（二）杜绝超通风能力生产现象和超负荷运转。
（三）优化通风系统和通风设施，减少漏风，提高有效风量，改善井下空气及气候条件，预防事故发生。
二、核定依据
（一）安监总煤字（2005）42号文件关于《煤矿通风能力核定（试行）》
（二）贵州省煤炭管理局黔煤规定（2005）129号文件“关于开展煤矿通风能力核定工作”。
（三）盛安煤矿实测通风系统图及测风记录等相关资料。
（四）煤矿安全规程（2016年）。
（五）省煤炭管理局批复的盛安煤矿近三年瓦斯及二氧化碳等级鉴定报告。
本矿属整合（30万吨）矿井，各大系统已经形成，安全设施安装即将结束，正申请进行联合试运转，此次对技改生产系统进行矿井通风能力核定。
第一章矿井概况
金沙县盛安煤矿位于金沙县沙土镇红旗村，企业性质为私营企业，属于整合矿井，设计生产规模为30万吨/年，井田面积2.6707km2，开采标高为+800m—+450m。
采矿许可证号：
C520000************2757。
可采煤层为C6、C9两层煤，C6煤层厚度1.4m，C6煤层厚度1.6m，倾角8--10度，煤层稳定，全区可采。
我矿首采工作面布置在C6煤层中。
依据历年瓦斯等级鉴定结果我矿为高瓦斯矿井，依据2008年重庆煤科院对本矿C6煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定结论，我矿C6煤层标高+702以上不具突出危险性，依据2011年贵州煤田地质局实验室对我矿C6、C9煤层的煤尘爆炸性及自燃发火期的鉴定结果，C6、C9煤层煤尘均无爆炸性，煤层自燃发火期为三类，不易自燃。
矿井水文地质类型为中等，矿实际最大涌水最大涌水量为30m3/h，最小涌水量为20m3/h，水源主要以井壁淋水、顶板裂隙水为主。
目前本矿开拓系统、采掘系统、通风系统、双回路供电系统、排水系统、提升运输系统、防尘防灭火系统、安全监控系统、人员定位系统，压风自救系统、通讯系统、视频监控系统、紧急避险系统等各大系统均已按设计完成。
今年计划7月份建设完成，投入联合试运转，下半年完成安全设施竣工验收及煤炭生产许可证验收工作。
1.1地理位置、交通
一、矿井所在地理位置及交通情况
金沙县盛安煤矿（整合）隶属贵州省金沙县沙土镇管辖，地理坐标：
东经106°33′45″～106°35′15″，北纬27°23′55″～27°25′01″，矿区以东约29公里处有贵遵高等级公路通过，矿区至沙土镇约4公里，直距金沙县城47公里，距遵义市约70公里，交通较为方便。
1.2矿井地质
地质构造及特征
一、地层
区内出露地层由新至老有第四系,三叠系下统茅草铺组、夜郎组,二叠系上统长兴组、龙潭组,二叠系中统茅口组。
现分述如下：
1）第四系（Q）
主要由坡积、残积的褐黄色、灰黄色粘土、亚粘土组成，厚0～29.89米，零星分布于山坡及地势低洼的沟谷、溪岸，仅白岩脚—杨寨—八角庙—方井—堰塘湾一带为成遍分布，与下伏地层呈不整合接触。
2）下三叠统（T1）
（1）夜郎组（T1y）
①九级滩段（T1y3）：
绿灰、紫灰色薄层状粉砂质泥岩，具微波状及水平层理，夹数层厚0.50米至5.00米左右的石灰岩，局部夹粉、细砂岩薄层，厚一般200米左右。
②玉龙山段（T1y2）：
浅灰色中厚至厚层状石灰岩，晶粒或泥晶结构，显水平及缓波状层理，顶部含鲕粒，向下泥质含量增加，下部常为泥质灰岩。
夹钙质泥岩及细粒砂岩，厚度大于98.96米。
③沙堡湾段（T1y1）：
深灰色（风化后黄灰色）薄层状粉砂质泥岩，具水平纹理，夹薄层状泥质灰岩，近顶部及下部夹2～3层较薄的黄绿色蒙脱石泥岩。
厚7.33-9.73米，一般厚8.19米。
3）二叠系上统（P3）
①长兴组（P3c）
浅灰～深灰色，中厚至厚层状石灰岩，晶粒结构，含黑色燧石团块，上部具鲕粒构造，向下渐变为泥质灰岩，夹钙质粉、细砂岩，中上部偶见极薄的炭质泥岩。
盛产蜓科、蕉叶贝等腕足类及瓣鳃类动物化石。
厚45.36-48.45米，一般厚46.66米。
②龙潭组（P3l）（见含煤地层）。
4）二叠系中统（P2）
茅口组（P2m）：
浅灰色，中厚-巨厚层状，隐晶～微晶结构，上部含少量燧石结核及硅质，岩溶裂隙发育，产蜓科、珊瑚、腕足类等动物化石，厚大于200米，与上覆龙潭组呈假整合接触。
3、构造
本区位于娄山背斜南东翼的西南段，总体呈单斜构造，沿走向有宽缓的波状起伏，地层产状平缓，倾角4～18度，大部分倾角在10度左右，走向北西-南东，向南东倾斜。
区内次一级褶皱不发育，断层未见。
综上所述，区内构造复杂程度可定为中等偏简单类型。
1.4水文地质
一、地表水
本区地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，枯季则相反。
二、地下水
地下水以泉或分散流形式补给花滩河，总体流向为北西-南东，各含水层间的水力联系不大，地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。
三、矿井充水因素分析
由于矿区小煤矿开采历史悠久。
据杉林堡煤矿调查资料来看：
煤矿为巷道穿过长兴灰岩时的岩溶裂隙水及回采时顶板淋水、滴水为主，由于距地表较近，涌水量随季节变化明显。
据玖园堡煤矿调查资料来看：
煤矿为巷道穿过长兴灰岩时的岩溶裂隙水及回采时顶板淋水、滴水，由于本矿为新建矿井，形成的采空区范围不大，涌水量不大，并随季节变化明显。
据本次补勘资料：
长兴组漏水几率为60%，长兴组距主采煤层较近，为开采煤层的直接充水含水层。
玉龙山灰岩底板有80m左右的泥灰岩，岩溶不发育加之其下有10m左右的沙堡湾段粉砂质泥岩相隔，为开采煤层的间接充水含水层。
充水水源
①大气降水
是地下水的主要补给水源。
含煤地层之上的玉龙山灰岩出露好，直接接受大气降水补给，并在井田范围内形成数个规模大小不等的岩溶漏斗；其充水强度和降水的强度及持续时间有着密切联系。
②地表水
区内西部有一常年有水小河发育，切割较深。
枯季流量较小约20l/s，雨季暴涨，达500l/s以上。
因此，在此地段下采煤应注意地表水溃入。
东南部外围的花滩河，流量大，雨季大于2000l/s，并与玉龙山灰岩较近，在开采深部煤层时，必须考虑其对开采煤层的影响。
③老窑及生产煤矿水：
矿区的西、北部外围的老窑和小煤矿广泛分布，且开采历史悠久。
老窑采空冒落造成地表开裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙渗入老窑蓄积。
由于这些老窑及生产煤矿均分布于本井田地下水的流入方向，因此在开采至靠近老窑及相邻的小煤矿时，应预防老窑及周边的生产煤矿矿井水溃入。
④第四系空隙水：
岩性疏松，透水性较强，特别在雨季水量猛增。
但在本井田内分布面积小，厚度也不大。
⑤矿井直接充水含水层：
长兴组地层较厚46.66m，岩溶、裂隙发育，含丰富的地下水，属开采煤层的直接充水含水层。
⑥茅口灰岩岩溶、裂隙水：
距目前的开采煤层6、9号煤层较远（约60-65m），一般影响不大，但当遇到大断层、构造破碎带、导水钻孔等时将成为直接充水含水层。
四、矿井涌水量
根据贵州省煤田地质局一七四队提供的《贵州省金沙县盛安煤矿（整合）煤炭补充勘探与储量核实报告》，采用比拟法预测本矿井正常涌水量为1834m3/d，最大涌水量为3648m3/d。
目前最大涌水量30m3/h。
五、水文地质类型
矿区水文地质条件中等。
1.5煤层及煤质
1）含煤岩系的含煤性
据区域及本次钻探资料，含煤地层为龙潭组。
厚106.46-112.85m，平均107.79米。
含煤8-11层，一般9层，煤层全厚度5.94—9.52米，平均7.81m，含煤系数为7.2%，含可采煤层2层，煤层采用厚度2.96—3.07m，平均3.02m，可采含煤系数为2.8%。
可采煤层（6、9号）集中分布在龙潭组中上部，上距煤系顶界30m，下距系底界63m。
2）煤层
矿区内主要可采煤层为6、9号煤层，由上到下叙述如下：
6号煤层：
位于龙潭组中上部，无夹矸，厚度稳定，对比可靠。
上距标一28.59-37.12m，平均31.15m，层位稳定，全区发育。
下距9号煤5.68-6.80m，平均6.40m。
9号煤层：
位于龙潭组中上部，无夹矸，厚度稳定，对比可靠。
下距标二4.95-12.55m，平均9.06m。
主采煤层特征见表
可采煤层特征表
煤层
名称
煤层厚度（m）
煤层
间距（m）
煤层夹矸数
稳定性
煤层倾角（度）
容重（t/m3）
顶底板岩性
最小
最大
平均
顶板
底板
6
1.24
1.29
1.28
距顶界30m
无
较稳定
8～12
1.48
泥岩
泥岩、
泥质粉砂岩
5.68-6.80m，平均6.4m
9
1.72
1.78
1.75
无
较稳定
8～12
1.49
泥岩
泥岩、
泥质粉砂岩
下距茅口组60～65m
3）煤质
（1）煤的物理性质
全区可采煤层颜色均为黑色～灰黑色，块状，少量碎块状；一般以亮煤为主，各煤层均含有少量暗煤中～细条带；线理状镜煤、透镜状丝炭，部分裂隙充填少量方解石薄膜及黄铁矿。
以玻璃-似金属光泽为主；断口以参差状断口、贝壳状断口为主，次为阶梯状、棱角状次之。
黄铁矿赋存状态：
6、9号煤均为中高硫煤，一般在煤层的顶部0.20m及底板0.20m煤层含黄铁矿较重，一般以线理状、瘤状为主，在煤层中部一般以浸染状为主。
黑色，玻璃—似金属光泽，粉粒状、碎块状及块状。
见方解石，棱角状、阶梯状、参差状断口。
总之为优质无烟煤。
1.6煤层开采技术条件
1、瓦斯：
①根据贵州省能源文件（黔能源发[2010]699号）《关于毕节地区工业和能源委员会《关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的报告》的批复》，盛安煤矿鉴定结果为高瓦斯矿井。
②6煤层在标高+702m以上段（详见A-B-4-5-6-7-0-1圈定范围）评价为不具有突出危险性。
但6煤层的破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数均达到和超过临界值，同时测点相对集中，范围较小，未能全面反映煤层的瓦斯突出参数，仍然具有突出可能性。
9煤层未作突出鉴定，按具有突出危险性煤层进行设计和管理。
根椐贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局和贵州省煤炭管理局联合下发的黔安督管办字（2007）345号文件，该矿区属于煤与瓦斯突出危险区域，故该矿井所采煤层均暂按具有煤与瓦斯突出危险性进行设计和管理。
矿井在在建设及生产过程中应注意煤与瓦斯的动力现象，特别是石门揭煤、煤巷掘进及采煤工作面做好突出危险性预测，并采取相应的防突措施。
建议矿井作9煤层突出危险鉴定，为矿井安全生产提供依据。
矿井按突出矿井设计和管理。
2、煤层自燃倾向性
根据2011年贵州省煤田地质局实验室测试的盛安煤矿C9、C6号煤层所作的煤炭自燃倾向等级鉴定结果表明，C6、C9号煤层均属不易自燃煤层。
3、煤尘爆炸性
根据2011年贵州省煤田地质局实验室测试的盛安煤矿C6、C9号煤层，所作的煤尘爆炸性鉴定结果表明，C6、C9号煤层属无煤尘爆炸性。
4、地温：
本区无地温异常现象。
5冲积地压
本矿井无冲积地压危险。
6、煤层风氧化带
本矿区范围内无煤层露头及风氧化带。
7、钻孔封孔情况
矿区有勘探钻孔，均以封孔，开采过程中，留设好保护煤柱，不越界开采，对安全影响不大。
8、生产系统、辅助系统
1）、矿井开拓方式
斜井开拓
2）、采煤方法
设计炮采，走向长壁后退法
3）、通风系统
中央并列式通风方式，抽出式通风方法，并联网络。
局部通风采用压入式通风方法，实现双风机双电源供风。
4）、防排水系统
井下设有1200立方水仓，安装3台250千瓦，280立方米/小时流量的水泵，安设直径325排水管路两趟，直接排到地面。
5）、提升、运输方式
主井采用DTL100皮带运输，副井采用JTP1.6*1.5单滚筒绞车运输材料，采煤面使用刮板机运输。
，运输巷采用DSJ80、650皮带机及40刮板机运输。
6）、供电系统
本矿配有10KW终端变电所，井下设中央变电所，实现双回路供电。
7）、救护系统
本矿于2013年与金沙县救护大队签订了救护协议，确保30分钟内能够到达矿上，本矿成立了辅助救护队，根据政府行业部门要求，培训12名救护队员，符合紧急救援要求，时刻处于备战状态。
第二章矿井通风核定
一、通风系统和通风方式
（一）通风系统：
有一个回采工作面即10601回采工作面；二个掘进工作面即10602运输巷掘进工作面和10602回风巷掘进工作面。
具体通风线路为：
1）10601回采工作面：
新鲜风流→主斜井→705运输大巷→运输上山→10601运输巷→10601采面→10601回风巷→10601回风绕道→总回风巷→运行主扇→地面。
2）10602运输巷掘进工作面：
新鲜风流→副斜井→708轨道大巷→轨道上山→10602运输巷局扇→10602运输巷掘进迎头→乏风10602回风道→总回风巷→运行主扇→地面。
3）10602回风巷掘进工作面：
新鲜风流→主斜井→705运输巷→运输上山→10602回风巷局扇→10602回风巷掘进迎头→乏风10602回风巷→回风下山→总回风巷→运行主扇→地面。
（二）通风方式：
矿井的通风方式为中央并列式；通风方法为抽出式通风。
二、风井数目、位置、服务范围及时间
风井数目：
该矿井只有一个回风井口，从主、副井口进风，总回风回风。
服务范围是作为全矿井的总回风之用，服务年限16.6年。
三、井下通风设施及构筑物布置
（一）井下通风设施
1、10602运输巷掘进迎头使用型号为FBDNO6.3-22*2，功率为22kw*2，吸风量为310-500m³/min，局扇安设位置：
10602运输巷，距专用回风道全风压汇合处至少10米。
2、10602回风巷掘进迎头使用型号为FBDNO6.322*2，功率为22kw*2，吸风量为310-500m³/min，局扇安设位置：
皮带上山与轨道上山联络巷，距专用回风道及全风压汇合处至少10米。
具体见通风系统图。
（二）井下通风构筑物
1、井下通风构筑物主要为调节风门和永久风门。
（1）轨道上山与回风上山之间采区联络巷设置调节风门两道。
（2）10601回风巷与皮带上山设置风门两道。
（3）轨道大巷与回风大巷有风门两道。
（4）皮带大巷与回风大巷设风门两道
（5）中央变电所及采区轨道上山设风门两道
（6）10602运输巷与专用回风道口设置风门两道
2、其通风构筑物详见通风系统图
四、需风量、风压、等积孔
（一）矿井需风量
按各采、掘工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算
Q矿井≥（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q其它）×K矿通（m3/min）
10601回采工作面风量计算：
（按《煤矿安全规程》（2011年版）执行说明进行计算）
一、采煤工作面需风量计算：
①按瓦斯涌出量：
Q采＝125×q瓦采·K采通
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/s；
q瓦采——采煤工作面绝对瓦斯涌出量，设计风排量为3.9m3/min；
K采通——采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；工作面取1.4～2.0，取1.6；
Q采=125×3.9×1.6/60=13.1m3/s
②按工作面风温计算
Q采＝VC·Sc·Ki
式中：
VC——采煤工作面适宜的风速，取1.2m/s；
SC——采煤工作面平均有效断面，SC=采高×（最大控顶距+最小控顶距）/2=1.28×（6.8+5.6）/2=8.0。
Ki——采煤工作面长度系数，工作面长度130m，选取为1.0；
据上式计算：
Q采=1.2×8×1.0=9.6（m3/s）
③按工作面人员数量计算
Q采＝4N=4×30/60=2.0m3/s
式中：
N——采煤工作面同时工作的最多人数，30人；
④按一次使用炸药量计算;
Q=25AK=25*6*1.35=202.5=3.4m3/s
K—风量备用系数，取1.35；
25—每公斤炸药爆破后应供给的最低风量，m3/min、公斤；
A—井下一次性爆破炸药的最大用量，6kg；
按风速进行验算：
S采＝8.0m2
0.25×S采≤Q采≤4×S采
2根据以上计算取最大值13.1m3/s，经验证，采煤工作面风速符合要求。
2、掘进工作面需风量的计算
二、掘进工作面需要风量计算：
①按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝125×q瓦掘·K掘通
式中：
Q掘—掘进工作面实际需要的风量，m3/s；
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯涌出量，经抽放后掘进工作面风排瓦斯量为0.33m3/min；
K掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常，炮掘工作面一般取1.8～2.0，取2.0。
Q掘=125×0.33×2/60=1.4（m3/s）
按局部通风机吸入风量计算
Q掘＝Qf+0.25S
式中：
Qf——掘进面局部通风机吸入风量，设计掘进面选用FBD-6.3型2×22kW局部通风机，其吸入风量取310～550m3/min，取550m3/min；
I——掘进面同时运转的局部通风机台数，设计每个掘进面使用1台局部通风机，I＝1台；
0.25S——为防止局部通风机吸循环风的风量，S，局部通风机安设处断面，8.0m2。
Q掘1＝Q掘2＝550/60+0.25×8.0＝10.74m3/s
③按工作面人员数量计算：
Q掘＝4Nc=4×10/60=0.67m3/s
式中：
Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，10人；
④按风速验算：
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足：
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
2.0≤Q掘≤32m3/s
式中：
Sj——掘进工作面巷道过风断面，8.0m2；
根据上述计算得Q掘＝10.74m3/s，按风速验算均满足要求。
3、硐室所需风量
该矿井井下机电硐室四处为轨道上山绞车房、水仓泵房、永久压风自救硐室和中央变电所所需风量，据日常测定结果，每分钟只需120min的风量；
经实测井下硐室供风量均不小于120m³/min.共4处即机电硐室。
以上各种计算风量方法取最大值，故本矿总需风量：
Q矿=（Q采+Q倔1+Q倔2+Q硐）×K1×K2
=（13.1+10.74+10.74+2+2+2+2）×1×1.3
=55.4m3/min
五、矿井有效率计算：
矿井实际总进风量为3400m3/min，需风量为3324m3/min，富余风量除了风门等设施漏风外全部进入工作面，总配风量为3380m3/min，矿井有效风量率为97%，大于85%符合矿井配风要求。
（二）该矿井风压、等积孔
1、依据设计规范，小型煤矿只计算矿井通风困难时期的阻力。
根据各用风地点风流分配计算10601回采工作面接替时期的通风负压以及10602运输巷和10602回风巷掘进头等的通风负压，由于主要巷道均用锚喷支护，其计算如下：
矿井通风摩擦阻力采用下式计算：
（Pa）
式中：
α——通风阻力系数，（NS2/m8）；
l——巷道长度，（m）；
q——通过巷道的风量，（m3/s）；
s——巷道净断面，（m2）；
p——巷道净周长，（m）；
通风局部阻力按摩擦阻力15％计算，经过计算：
矿井容易时期和困难时期矿井需风量分别为55.4m3/s和68m3/s，矿井通风容易时期通风阻力为408.16Pa，困难时期通风阻力为1472.49Pa。
矿井通风容易时期、困难时期通风阻力计算见表。
矿井通风容易时期阻力计算
序号
巷道名称
支护方式
巷道长度
净断面
净周长
阻力系数
风量
阻力
风速
（m）
（m2）
（m）
N.S2/m4
m3/S
（Pa）
m/S
1
主斜井
锚喷
308
8.5
10.02
0.0082
24
23.74
2.82
2
+705皮带石门
锚喷
207
8.5
10.02
0.0075
23
13.40
2.71
3
一采区皮带大巷
锚喷
234
8.5
10.02
0.0075
23
15.15
2.71
4
一采区皮带上山
锚喷
192
8.5
10.02
0.0075
19
8.48
2.24
5
10601运输巷
金支
810
8.0
11.5
0.02
15
105.47
1.88
6
10601工作面
单体
130
8.0
11.96
0.03
15
48.10
1.88
7
10601回风巷
金支
807
8.0
11.5
0.02
15
138.68
1.88
8
+753回风绕道
锚喷
72
6.44
10.2
0.0074
17
5.88
2.64
9
一采区回风上山
锚喷
356
8.5
10.02
0.0074
39
65.38
4.59
10
一采区回风大巷
锚喷
229
10.1
11.49
0.0074
47
41.75
4.65
11
+702回风石门
锚喷
217
10.1
11.49
0.0074
47
39.56
4.65
12
回风井
锚喷
307
10.1
11.49
0.008
49
65.76
4.85
13
引风道
砌碹
30
5.3
8.7
0.003
49
12.63
9.25
小计
354.92
局部阻力
按局部阻力15%计算
53.21
合计
408.16
矿井通风困难时期阻力计算（预测）
1
主斜井
锚喷
308
8.5
10.02
0.0082
33
44.87
3.88
2
+705皮带石门
锚喷
207
8.5
10.02
0.0075
33
27.58
3.88
3
一采区皮带大巷
锚喷
280
8.5
10.02
0.0075
33
37.31
3.88
4
二采区皮带大巷
锚喷
650
10.1
11.49
0.0075
31
52.25
3.07
5
+705皮带石门
锚喷
152
10.1
11.49
0.0075
31
12.22
3.07
6
二采区皮带
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