付斜井掘进施工作业规程.docx
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付斜井掘进施工作业规程
永寿平遥毛家山煤矿
付斜井掘进施工作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
付斜井掘进施工
二、掘进目的及用途
掘进目的及巷道用途:
负责承担矿井的辅助提升、排矸、运料、进风、行人任务，作为一个安全出口。
三、服务年限
服务年限10年。
四、工程概况
1、毛家山矿井付斜井设计长度310m，穿过表土层后，为全岩穿层巷道，在井底+1220标高附近揭煤，该井筒表土段采用混凝土砌碹支护，砌碹厚度350mm，基岩段采用锚网喷支护，喷厚120mm，铺设180mm混凝土底板，爆破掘进。
巷道采用直墙半圆拱断面，掘进断面16㎡，净断面15㎡，表土段掘宽5200mm，掘高4330mm，基岩段掘宽4800mm，掘高3930mm，净宽4500mm，净高3600mm。
现已掘进里程260m，根据目前揭露情况，为加快项目建设进度，确保巷道支护质量，将原锚网索喷支护变更为锚网喷+架设29U型钢联合支护方式。
2、工程概况表：
巷道名称
设计
工程量（m）
净宽（mm）
净高（mm）
开工日期
计划
竣工日期
付斜井井筒掘进
310
4500
3600
2013年5月
待定
第二节编写依据
一、根据毛家山煤矿（整合区）勘探报告和委托陕西高新煤炭设计公司编写的《平遥毛家山煤矿资源整合实施方案开采设计》及相关资料。
二、根据《煤矿安全规程》、《掘进各工种操作规程》及《煤矿井巷工程质量验收规范》等与本工程有关的国家及部颁布现行各种技术规范、规程、规定。
附图1:
付斜井平面布置图
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地面相对位置及邻近采区开采情况见表2-1。
表2-1井上下对照关系表
水平、采区
+1295m
工程名称
付斜井井筒掘进
井口标高/m
+1295m
井底标高/m
+1220
地面的相对位置建筑物、小井及其他
该井筒地表为黄土塬、黄土梁和沟壑地段，少量为堡子村旱地
井下相对位置对掘进巷道的影响
该井筒位于主斜井西南侧，与主斜井方向平行布置
临近采掘情况对掘进巷道的影响
该井筒布置在井田中央偏西位置，与主斜井平行布置，西为三条盘区大巷，西南均为待采区，邻近无开采采区、邻近主斜井对该井筒掘进无影响。
第二节煤（岩）层赋存特征
煤（岩）层赋存特征见表2-2-1；煤层顶、底板情况见表2-2-2；4#煤岩层综合柱状图见图2-2-3。
表2-2-1煤层特征情况表
指标
参数
备注
煤层厚度（最小～最大/平均）/m
0.8～4.69/4.0
煤层倾角（最小～最大/平均）/（°）
10°左右
煤层硬度ｆ
1.8-2.4
煤层层理（发育程度）
不发育
煤层节理（发育程度）
不发育
自燃发火期/d
30～180
发火期短
绝对瓦斯量/（m3·min-1）
0.31
低瓦斯矿井
煤层爆炸指数/%
60
具有爆炸性危险
地温/℃
无热害区
表2-2-2煤层顶、底板情况表
顶底板名称
岩石类别
硬度（f）
厚度（m）
岩性
顶板
以泥岩为主，局部为粉砂岩
浅灰色，有水平层理、交错及斜层理、块状层理，为河漫滩相、河床相
底板
以粉砂岩为主，局部为泥岩或砂质泥岩
灰黑色小型斜层理及透镜状层理、缟状层理，为泥炭沼泽相
图2-2-3侏罗纪拜家河聚煤区地层简表
图2-2-3拜家河聚煤盆地地层简表
系
统
群
组
代号
厚度（m）
岩性简述
第四系
全
新
统
现代沉积
Q4
0—14.0
冲积、洪积成因的砂质粘土、砂、砂砾石层及次生黄土堆积。
上
更
新
统
马兰组
Q3m
0—15.0
风积成因的浅黄色、浅灰黄色黄土，底部夹有不稳定的棕褐色古土壤层，富含蜗牛化石。
中
更
新
统
萨拉乌苏组
Q3s
离石组
Q2l
2—128.0
风积成因的浅黄色黄土，夹7-16层棕红色古土壤，产Myospalxfontanieri,Magalocerscf,pangcstens。
下
更
新
统
午成组
Q1w
10—54.5
风积成因的浅棕黄色、桔黄色石质黄土，含钙质亚粘土夹有残缺状古土壤层。
三门组
Q1s
新近系
上新统
保德组
N2b
0—77.4
桔红色粘土岩，钙质结核粘土岩、粉砂岩夹钙质结核层，砂砾石层，产Hipparionsp.Dicoryphoerusbinxiancnsis,Chlenastochocrosstehlini等。
白垩系
下统
志丹群
罗汉洞组
K1lh
环河—华池组
K1h
K1h2
K1h1
洛河组
K1l
0—615.3
紫红色砂岩夹砾岩，斜层理发育。
宜君组
K1y
2.2—192.0
紫灰色巨厚层复成分砾岩夹含砾砂岩透镜体。
侏罗系
中统
安定组
J2a
1.0—85.6
紫红色具灰绿色泥质团块的砂质泥岩为主夹中厚层砂岩，砂砾岩。
直罗组
J2z
13.4—216.3
浅灰色厚层状含砾长石石英粗砂岩夹少量紫红色泥岩，泥质粉砂岩。
延安组
J2y
24.6—216.3
灰黑色泥岩，泥质粉砂岩互砂岩，夹炭质泥岩，煤层（线）及铝土质泥岩，底部有厚层砂岩。
富产Coniopteris-phoenicopsis植物群化石。
下统
富县组
J1f
0—102
紫杂色泥岩，铝土质泥岩，鲕粒高岭石-伊利石粘土岩夹炭质泥岩、砂岩，底部为砾岩。
三叠系
上统
志丹群
永坪组
T3y
0—488.1
黑灰色油页岩，页岩夹中厚层细粒长石砂岩，产Neocalanifescarrerci（Zeliler）halle,Cladophlebisshaanxiensis
中统
铜川组
T2t
1139.6
浅灰绿灰色细粒长石砂岩、钙质砂岩夹页岩。
产Neocalanifescarcinoidus,Danaeopsisfecunda等
第三节工程地质与水文地质
一、工程地质
1、煤层产状：
4号煤层赋存于延安组第二段的顶部，总体向西南倾的单斜构造，倾角10°左右，本区大部可采，煤层总体中西部厚，向四周逐渐变薄，平均厚度4m；
2、物理力学特性：
区内煤岩成分以暗煤为主，夹有镜煤、亮煤条带及薄层，丝炭呈1—3mm透镜体或薄层状分布。
煤层以半暗煤为主，次为半亮煤。
煤层黑色，沥青光泽，条痕褐黑色，断口参差状—阶梯状，质硬性脆。
细条带—中条带状结构，块状构造。
燃烧时微熔，显示微膨胀，燃烧后烟浓、烟长。
煤层中可见黄铁矿结核，直径1～3mm,视密度为1.38cm3/g。
煤层镜质组平均最大反射率为0.470%，属Ⅰ煤化阶段，即低煤化度烟煤。
二、水文地质
1）地表水
整合区内无大的地表径流，虽平遥河从本区穿过，但该河随季节而动态变化，雨季河水大且出现猛涨猛落。
冬、春两季水量变小。
地表水下渗补给煤层上覆地层水量不确定。
2）地下水
煤层开采形成导水裂隙带，在其导水裂隙带范围内的含水层，主要是煤层上覆砂岩岩系，它是矿井直接充水含水层（包括延安组、直罗组），这些直接充分含水层富水性弱，水量贫乏。
3）生产矿井老窑水
据平遥煤矿资料，该矿在1995年4月发生老采空区透水现象，部分巷道被淹，涌水量达80m3/h。
迫使停产月余。
因此对老窑区的积水，在开采中要充分注意。
4）本区矿井充水的主要通道是，基岩风化带裂隙、冒落冒裂带裂隙。
故导水裂隙带将使煤层基岩风化带之潜水渗入矿井，将成为本区矿井充水的主要通道勘探，巷道掘进过程可能有少量顶板、巷壁淋水，报告评审备案证明预算矿井未来正常涌水水量为133m3/h，最大涌水量177m3/h，在施工过程中应加强“有掘必探，先探后掘”的原则。
第四节煤层瓦斯含量、煤尘爆炸危险性
依据陕西省煤炭生产安全监督管理局关于2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知，毛家山煤矿相对瓦斯涌出量1.72m3/t，绝对瓦斯涌出量0.31m3/min，CO2相对涌出量1.44m3/t，瓦斯等级为低瓦斯，属瓦斯矿井，煤尘具爆炸性危险。
通过煤尘爆炸性试验样测试，其火焰长度80mm，抑制煤尘爆炸的最低岩粉用量为60%，结论为4号煤层具有爆炸性危险。
今后在施工中，应予以足够重视，采取有效措施，确保生产安全。
通过测试，本井田煤层属于一类易自燃煤层，因而揭煤以后的掘进、生产及储运过程中应采取有效措施，以防止煤炭自燃。
第五节影响巷道施工的主要因素及范围
一、掘进过程中，顶板、瓦斯、断层及水害均为主要危险源,施工中要及时进行支护防止顶板冒落，且在掘进过程中要严格遵守坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采、综合治理”的原则，做好防治水管理工作。
二、过地质构造带时，加强顶板及两帮管理。
第三章巷道布置情况
第一节巷道布置
付斜井从工业广场开口掘进（坐标X=3854603.54,Y=36496942.76，Z=1295.09），设计全长310m，坡度设计为-16°。
第二节矿压观测
该井筒为锚网索架棚喷浆支护，主要对锚杆和锚索支护质量进行检测,观测内容、目的及手段见表3-1，观测仪器见附表3-2。
表3-1矿压观测内容、目的及手段一览表
序号
观测内容
观测对象
观测方法
1
检测锚索预紧力、锚索外露长度、角度、眼深、间排距
锚索安装质量
观察、测量、锚索张拉仪
2
检查锚杆锚固力、外露长度、角度、间排距、眼深
锚杆安装质量
观察、测量、锚杆拉力计
表3-2观测仪器一览表
序号
仪器名称
数量
备注
1
锚杆拉力计
1台
2
锚索张拉仪
1台
3
扭矩扳手
1把
监测方法：
1、锚杆锚固力检测：
每小班进行抽样，抽样率为1%，每300根顶（帮）锚杆抽样一组（3根）进行检查。
不足300根时，按300根考虑。
抽测时只做非破坏性拉拨，拉拔加载至锚杆锚固力设计值的90%。
若发现1根锚杆不合格，应在其附近200mm处补打一根，并再抽样一组（3根）；若仍不符合要求，则必须调查其原因，并积极采取相应的处理方法和防范措施。
2、锚杆预紧力检测：
每小班进行抽样，抽样率为30%，锚杆预紧力矩设计为不小于100N·m。
若其中一根锚杆不合格，采用气动锚杆安装机将其螺母重新拧紧即可；若有2根或2根以上不合格，本班应将其所安装锚杆的螺母重新拧紧一遍，直至达到设计要求。
3、锚杆锚固力顶板为120KN，帮部为100KN；锚索锚固力不低于200KN，预应力不低于200KN。
第三节施工顺序
1、井筒施工方位为320°。
2、出矸系统
工作面装岩机→40T溜子转载→付斜井800mm皮带系统→地面→铲车移至排矸场。
3、施工过程中，如遇断层、破碎带、泥岩地层等地质构造时，则另行编制施工安全技术措施。
4、施工过程遇到交岔点时，需加强支护，具体根据矿技术科下发有关支护方案施工。
第四章巷道支护
第一节支护设计结论说明
根据矿井围岩性质、围岩强度、地应力分析、井筒服务年限及《平遥毛家山煤矿资源整合实施方案开采设计》及相关资料，井筒采用锚网索喷联合支护。
破碎带及巷道交岔点处加强锚索进行支护。
第二节临时支护的方式
1、临时支护方式：
采用前探梁进行临时支护：
前探梁采用三根4m长的4寸钢管，钢管壁厚6mm。
每根前探梁采用2个吊环进行固定，按锚杆间排距将吊环扭结在顶部锚杆上，并将木板和木刹放置于前探梁上接顶背实。
正常施工时前后吊环间距1.4m，正顶一根到其它两根前探梁间距不超过1000mm，施工中要及时前移。
2、架设方法：
前探梁至迎头最大空顶距不大于200mm；掘前锚杆至迎头最大空顶、空帮距不大于300mm，掘后锚杆至迎头最大空顶、空帮距1700mm。
3、临时支护注意事项：
人员站在矸堆上无法架设前探梁时，必须平整迎头搭设工作台。
工作台采用2寸钢管焊接2个高1.8m、宽0.6m的梯子立在巷道两帮，将宽300mm，厚50mm的木板横放在两侧梯子上，木板在梯子两侧的外露部分不少于200mm。
立梯处场地必须平整，梯子要保证牢稳可靠。
附图2:
付斜井掘进临时支护图
第三节永久支护
一、断面情况
付斜井设计工程量为310m，采用直墙半圆拱断面，掘宽4800mm，掘高3930mm，净宽4500mm，净高3600mm，净断面15㎡，采用锚、网、架棚、喷浆联合支护。
①顶板布置五排锚杆挂网支护，采用φ18×1800mm螺纹钢锚杆，间排距为800×800mm矩形布置，外露长度10～40mm，锚杆托板采用蝶形钢板，规格为150×150×5mm，每根锚杆使用1支K2360型和1支Z2360型锚固剂共2支锚固,
②网片采用φ6.0mm钢筋网，网幅1000×2000mm，网格为100×100mm，搭接长度为100mm，使用16#双股铁丝隔孔相连。
③架设29U棚紧跟迎头，棚子规格为：
净宽×净高=4500×3600mm；卡缆为双头卡缆，每架棚配4套卡缆，拱部与棚腿搭接长度为500mm；每架棚配3套拉杆，棚距为1000mm，棚腿柱窝深度不小于200mm，空帮、空顶部分必须用半圆木背实。
④喷射混凝土厚度为120mm，强度等级不低于C25，喷射混凝土需添加BR-3型防水剂，加入量为水泥用量的6～8%，抗渗等级为S8。
⑤铺底混凝土厚度为180mm，强度等级不低于C25。
⑥水沟设计在面向掘进方向的左帮，规格净300×300mm，壁厚100mm，水沟砼强度等级不低于C25。
⑦遇到地质条件发生变化时，增加锚索加强支护，具体根据矿技术科通知，另行编写补充措施进行施工。
附图3:
付斜井施工断面支护图
第四节架棚要求
1、已施工巷道根据原中线施工，棚腿必须栽在实底上，两根棚腿立好后，然后架拱梁，棚腿与拱梁之间用卡缆卡牢，架棚之间采用拉钩进行连接。
2、拱梁必须对中找平，防止棚子出现前倾后仰，棚子扭距不超过50mm，钢棚前倾后仰不得超过±0.5。
（1m垂线不大于9mm）。
3、棚距为100mm，允许偏差±50mm，架棚支护帮顶应严实有劲，棚间用拉条应齐全有效，直线布置，位置准确。
两架棚之间用拉钩进行连接好，顶部1根，两帮各1根。
4、严禁空帮空顶，不得架设等劲棚，巷道超高部分必须用木垛接实，帮部空处用半圆木背实。
5、29U型钢棚空帮、空顶部分必须用半圆木背实。
6、架棚施工须从外向里逐排进行，每架棚必须有防倒棚措施。
7、29U型钢棚严格按照中线架设，架棚后巷道高度不得低于3.6m，巷道宽度不小于4.5m。
8、架棚时，必须保证棚腿落到实底，且保证齐整。
9、带坡度巷道架棚时，棚子架设必须有迎山角，每6—8°迎1°，保证架棚牢固，保证架棚质量。
第五章掘进施工方式
第一节施工方法及工艺流程
一、施工准备
（一）装岩机、刮板机等要准备到位。
（二）巷道内的风水管路连接到位。
（三）局部通风机、风筒安设到位。
（四）喷浆机安设到位。
（五）进行凿岩爆破使用的工器具到位且摆放整齐。
（六）检查，维护，确保压风机正常运行。
二、施工方法
该巷道为全岩结构，开拓方式采取全断面光爆法爆破施工。
由MQT-120/2.7型锚杆钻机、Z-Ⅵ-5.5型喷浆机、装岩机、40刮板机、压入式防爆对旋轴流局部通风机等主要设备组成防爆施工机械化作业线。
采用"三八"制作业方式，一掘一锚网，两掘一喷。
根据测量给出的中、腰线画出巷道轮廓线，采用YT-28型风钻钻眼,φ22mm，L=2500mm，六角中空钎杆，φ38mm柱齿钻头。
三、作业方法
该巷道采取“三八”制作业方式，全断面一次爆破。
交接班→敲帮问顶→钻炮眼→装药联线爆破→前探梁临时支护→铺联顶网→钻顶锚杆孔→安装顶锚杆→装岩机出矸→铺联帮网→架棚、背顶、帮→喷浆。
各班在工序允许的条件下穿插平行作业，但必须满足规定的安全条件。
四、爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法。
炸药选用煤矿许用三级乳化炸药，雷管为毫秒延期电雷管，MFB-200型发爆器起爆,最后一段电雷管延期时间不得超过130ms。
五、起爆方式
起爆使用MFB-200型发爆器，严格按爆破说明书规定装药，分墙部和拱部两次装药两次起爆，联线方式为等分组串并联方式，（一次串联雷管的个数不得超过30发，超过30发的，要先把一大组要爆破的雷管等分成两小组，小组串联，大组并联）。
每个炮眼内使用不少于1卷水炮泥，外用粘土炮泥封实。
附图4：
付斜井爆破图表
第二节施工设备
掘进设备：
YT-28型气腿式凿岩机、G10风镐。
装载设备：
装岩机1台。
运输设备：
DSJ-65胶带输送机（1部）。
支护设备：
PC7I（B）型转子式混凝土喷射机，MQT-130气动锚杆（锚索）钻机，MQT-120气动锚杆（锚索）钻机，ZQS-40/3.0型气动手持式钻机、锚杆专用搅拌套。
第三节施工工艺
一、掘进工艺
确定巷道掘进尺寸→打眼爆破→临时支护→锚网支护→架棚支护→出矸石→巷道喷浆
图4-1掘进工艺流程示意图
第四节附属工程
一、“三条线”设计
（一）巷道永久管路布置于巷道施工方向的左帮,分别有防尘供水管路、排水管路和压风管路随掘进工作面延接。
管子要接口严密，不得出现漏水、漏风现象。
（二）通讯设备HAK-2（电话）距离掘进工作面不得低于20m,防止放炮崩坏，电话必须保证24小时畅通。
电缆悬挂高度距地板1.6m位置。
（三）风筒吊挂在巷道右肩处，风筒最低处距离底板为2m，风筒要环环吊挂，岩巷风筒口距迎头不大于10m，煤巷风筒口距迎头不大于5m
二、喷射混凝土工艺流程
交接班及安全检查→修帮，挖底脚，挂线→遮盖设备，接风水管→运料→开机喷浆→停机→清理回弹→文明生产。
第五节循环进尺
一、炮眼深度计算：
I=L/（N×n1×n2）=105/（90×85%×85%）=1.61m
式中:
L---月计划，取105m；
N---月循环个数，取90个；
n1---正规循环率，取85%；
n2---炮眼利用率，取85%。
二、根据巷道围岩条件、断面规格、进尺计划及施工技术装备水平等因素，综合分析确定平均炮眼深度1.6m。
三、正常情况下，循环进尺为1.6m；巷道如过断层、破碎带、泥岩地层时，循环进尺为0.7m。
掘进过程中应严格控制最大空顶距，及时使用前探梁进行临时支护，保证临时支护及时有效。
四、掘进过程中，如遇到顶压较大、顶板岩性不好、煤层节理发育或出现高顶时，应停止掘进并及时向建设单位汇报，根据建设单位制定的支护方案进行施工。
第六节运输方式
一、装载方式：
使用装岩机出矸。
二、运输方式：
（一）出矸方式：
工作面采用装岩机+40T刮板机排矸，转载至付斜井800mm皮带机运至地面。
（二）材料、设备由付斜井600mm轨道直接从地面运至工作面。
第六章生产系统
第一节“一通三防”系统
一、巷道通风：
采用安设在付斜井口附近的2台局部通风机（一台工作，一台备用）和安设在巷道内的一趟φ800mm胶质风筒经付斜井筒为工作面供风。
选用的局扇型号为FBD-Ⅰ-No8.0/2×35kw型防爆压入式对旋轴流局部通风机，新鲜风由局扇输送，乏风由付斜井筒排至地面。
局扇实现“双风机、双电源、自动切换”。
（一）通风设备选型计算
1.掘进工作面风量计算
（1）按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q掘=100×q掘×k=100×0.82×2=164m3/min
式中：
100—单位瓦斯涌出量配风量m3/min，以回风流瓦斯浓度1%的换算值。
q掘—掘进工作面瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量暂按0.82m3/min考虑，施工期间，根据实际涌出情况重新核算风量。
k—掘进工作面瓦斯或二氧化碳涌出不均衡系数，取2。
（2）按放炮排烟计算所需风量
Q=15.8*[A（S*L）2]1/3/t=15.8[20×（15.8×100）2]1/3/2700=3.0m3/s=185m3/min
A---一次爆破最大装药量,按照掘进断面15.8m2,进尺1.6m,一次爆破矸石量23m3,炸药消耗指标取1.6kg/m3,则耗用炸药量20kg,施工过程中采取台阶掘进或全断面一次爆破,一次爆破最大装药量按20kg计算；
S---掘进巷道净断面积，暂取最大断面15.8m2；
L---炮烟稀释到安全浓度以下的安全距离，取150m；
t---放炮后排烟时间，取45min,即2700s；
（3）按工作面同时工作最多人数计算：
Q掘=4n=4×20=80m3/min
式中：
n---每班最多出勤人数，20人。
（4）风速验算
根据上述计算结果，确定掘进工作面需风量值为:
Q=3.0m3/s=185m3/min
按最低风速验算
Q最低=15s=240×15.8=237m3/min
Q=185m3/min＜237m3/min
式中：
Q最低---满足掘进工作面最低风速需风量；
240---《煤矿安全规程》中规定的掘进中岩巷最低风速，15m/min；
S---掘进巷道净断面积，暂取最大断面15.8m2；
按最高风速验算
Q最高=240s=240×15.8=3792m3/min
Q=185m3/min<3792.4m3/min
式中：
Q最高---达到掘进工作面最高允许风速需风量；
240---《煤矿安全规程》中规定的掘进中岩巷允许最高风速，240m/min；
S---掘进巷道净断面积，暂取最大断面7.86m2。
（5）计算局部通风机风量
Qf=Qj×p=2.0×1.4=2.8m3/s=168m3/min
式中：
Qf--所需局扇供风量，m3/s；
Qj--掘进工作面所需风量，经上述计算，取2.0m3/s；
P--总漏风系数,取1.4；
（6）计算局部通风机全风压
付斜井设有一台局部通风机，配用Ф800mm胶质风筒，局扇的供风能力核算如下：
1.风筒沿程摩擦风阻计算
R摩=6.5aL/d5=6.5×0.0025×1000÷0.65=27pa.s2.m6;
R摩---风筒沿程摩擦风阻;
a---摩擦力系数，0.0025；
L---风筒最长通风距离取1000m；
d--风筒直径600mm；
2.局部风阻计算
R局=n1*ξ接*ρ/2s2+n2*ξ弯*ρ/2s2=100×0.1×1.25/2×0.52+2×1.05×1.25/2×0.52=25+5.25=30.25pa.s2.m6
n1--风筒接头个数，100个；
n2--风筒转弯个数，2个；
ξ接--风筒局部阻力系数，0.1；
ξ弯--风筒拐弯处阻力系数，1.05；
ρ--空气重度，1.25kg/m3；
S--风筒断面积，0.5m2；
3.按出风口计算：
R出=0.25/D4=0.25/0.84=0.61pa.s2.m6
4.风筒总风阻值计算
R总=λ（R摩+R局+R出）=1.2（48.6+30.25+0.61）=95pa.s2.m6
λ：
风筒其它阻力，取1.2
局部通风机风压的确定
Hft=R总*Qf*Qj=95×2.8×2.0
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