11B07掘进规程.docx
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11B07掘进规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《掘进作业规程》掘进的巷道名称为11B07回风顺槽、11B07运输顺槽及11B07工作面切眼
二、掘进目的及用途
1、11B07回风顺槽：
为11B07采煤工作面回风，运输设备、材料、行人、管、线路铺设。
2、11B07运输顺槽：
煤炭运输、进风、行人。
3、11B07工作面切眼：
安装综采设备回采煤炭。
三、巷道设计长度
巷道设计长度：
11B07回风顺槽900m,为11B07运输顺槽900m,11B07工作面切眼180,巷道全长1950m。
回风、运输顺槽沿煤层走向掘进，切眼沿煤层倾向掘进（15°）。
四、服务年限
服务业年限为1.7年，开工时间为2012年12月20。
第二节编写依据
根据建井时提供的地质报告、已经掘进的主副风井筒围岩情况、掘送的三条（运输、回风、材料）煤巷下山、采掘工程平面图及《煤矿安全规程》等编写此规程。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置
待掘进巷道相对位于我矿范围内的山区草原,地面标高+850m以上。
待掘进巷道井下位于井田东翼上部靠近井田边界,西南边界时宝发露天矿，左以运输下山为界,右以井田煤层变薄未尽可采线为界。
井上下对照关系表
水平、采区
618—587
工程名称
11B煤11B07工作面
地面标高
+850m
井下标高
+618m
地面的相对位置建筑物、小井及其它
地面相对位置主要是山地及草地，无重要建筑物。
井下相地位置对掘进巷道的影响
待掘进巷道井下位于井田东翼上部靠近井田边界,西南边界时宝发露天矿，左以运输下山为界,右以井田煤层变薄未尽可采线为界
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
巷道上部为11A煤层采空区，层间距20米以上，对巷道施工无影响。
第二节煤、岩层的赋存特征
一、煤、岩层产状、厚度、结构、坚固系数和层间距
井田内14个钻孔间6个煤层由上到下编号为6、8、10、11、14、17号煤层,其中正要掘送的11煤层位于霍林河组下含煤段中部,煤层自然厚度0.37—7.40m,平均3.40m,资源储量利用厚度0.37～5.20m,平均2.54m,煤层结构较简单,含0～4层夹矸,顶板岩性一般为粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩,底板岩性为泥岩,与10号煤层间距平均为80.80m,在核实内局部可采,煤层稳定程度为较稳定～不稳定类型.与14号煤层间距48.93m,14号煤层自然厚度0.75—3.3m,平均1.73m,全区局部可采,煤层稳定程度为较稳定～不稳定类型。
综合地质柱状图及说明
顶板粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩
11号煤平均（2.54米）
底板泥岩、粉砂岩
煤的物理、化学性质
1、物理性：
11B号煤层成黑褐色,条纹为褐色,成暗淡的沥青光泽,具透镜状、条带状、和线理状结构,层状结构,煤岩成分半亮煤为主.
2、化学性:
依据《中国煤业分类国家标准》GB5715—86该区11B号煤挥发份（Vdaf）大于37.0%无粘结性,为褐煤（HM）.11B号煤层为特低硫、中灰分、高热值煤.
煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩性
顶板
基本顶
粉砂岩、砂质泥岩及粘土岩
80m
深灰色、块状、细腻、断口参差
直接顶
伪顶
底板
直接底
泥岩
32m
深灰色、块状、光泽暗淡、
遇水膨胀、稳定性较差
基本底
3、用途:
可作为火力发电厂用煤,既可用于其它动力及民用煤.
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
【表1】
指标
参数
备注
煤层厚度（最大~最小/平均）/m
2.8
煤层倾角（最大~最小/平均）/（°）
15
煤层硬度f
4
煤层层理（发育程度）
稳定
煤层节理（发育程度）
稳定
自然发火期
6—8个月
绝对瓦斯消出量/（m3/min）
5.07
相对瓦斯消出量/（m3/t）
4.06
煤尘爆炸指数/%
65
地温/℃
3
第三节水文地质
一、概况
本区地处浑迪音河流域,地势低平,标高800m～920m;北部为剥侵低山地形,山顶标高981m左右,由晚侏罗世火山碎屑岩组成;浑迪音河谷宽缓,发育有二级阶地,成条状顺河分布.尤其河流北岸二级阶地的地貌非常明显,标高810m～840m.一级阶地由冰水冲击物组成,标高为790m～810m;现代河谷分布于河床两侧,为冲积细砂、中砂和砂砾石组成,标高为785m～805m。
混迪音河汇水面积200km2,河曲蜿蜒,河宽数米,由西北流向南东,注入霍林河.河水流量一般为0.2m3/s,属季节性间歇水流.浑迪音河流经本矿中部,向南7km汇入霍林河.
二、含水层
1、火山碎屑岩风化裂隙含水带
分布于F27断层以北,有火山碎屑岩组成,风化及构造裂隙发育,主要为风化裂隙含水或构造裂隙充水,含水量受裂隙发育控制,具明显的不均一性。
2、煤系风化带水
煤系风化带含水层为采区主要含水层,含水介质主要由含煤段中的砂岩,砾岩及煤组成,其中尤以煤层含水丰富.含水带厚度5.68m～77.35m,基本属孔隙裂隙潜水（局部发育承压水,由于不易细分,故统称风化裂隙带水）。
3、第四系砂砾层潜水
赋存于河谷地带,含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般1.5m,含水层厚度2m～5m。
三、隔水层
本区隔水层为含煤段之上的泥岩段,岩性由泥岩、粉砂质泥岩等组成,质纯、致密而细腻,分布于本矿的全范围。
四、地表水与地下水的水力联系
地下水的补给来源主要是大气降水,河水与地下水有密切的水力联系.从河流观测资料,河水高于地下水,长期补给地下水,只在封水期有时地下水位高于河水位,形成地下水补给河流。
第四系砂砾层潜水,赋存与河谷两侧,与煤系风化带水无隔水层相隔,故各含水层间具有一定的水力联系。
五、矿井充水因素分析
矿井将开采的11号煤层组,其含水层为煤系风化带、火山碎屑岩风化裂隙含水带以及第四系砂砾层潜水。
第四系砂砾层潜水含水层由冰水砂砾及冲击砂砾石层组成,水位埋深一般2m～3m,含水层厚度2m～5m,因周边矿井疏干降水使得本区无水.煤系风化带及火山碎屑岩风化裂隙含水带地下水沿孔隙、裂隙直接涌入矿坑.由于邻区各煤矿的疏干降水,矿井涌水量将不断减少,此时矿坑涌水量主要取决于各直接充水、含水层的区域补给强度.
根据实地调查,在兴通煤矿周边有两个露天煤矿和一个井工煤矿.与矿井相距100m左右为宝发露天煤矿,该矿现有两个疏干井,均使用80D30×4轴流水泵,平均排水量为38m3/h左右,每天抽水时间为8小时,则全天排水总量为Q=38m3/h台×2台×8小时=608m3/d,则每小时排水量为25.33m3/h在矿井西侧是兴霍二采煤矿,为开采多年的矿井,先整合技改为30kt/a.多年矿井涌水量测定数据为:
最小10m3/h、最大30m3/h.矿井西南部丰阳露天矿,从剥离到开采矿坑内均无涌水,除用水还需外运.在兴通煤业采区范围内无老空区、无突水水源、无河流补给等因素,加之周边矿井排水使水量逐步减小等情况,通过调查周边矿井最小涌水量为15m3/h、最大涌水量为35m3/h.
六、矿区水文地质勘查类型
本区属孔隙～裂隙水充水矿床,直接充水含水层单位用水量,含水层（带）较稳定,水头压力不高.与地表水体联系密却.浑迪音河长期补给地下水,仅在封水期矿床水补给河流.存在丰富水性强的构造破碎带,水文地质条件复杂,综合对比将其水文地质类型划为一～二类三型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、11B07回风顺槽：
巷道开帮位置位于11B运输下山105米处，沿煤层走向掘进，掘进方位122°，全煤掘进900m后完工；
2、11B07运输顺槽：
巷道开帮位置位于11B运输下山255米处，沿煤层走向掘进，掘进方位122°，全煤掘进900m后完工；
3、11B07开切眼：
11B运输顺槽完工后在巷道工作面按掘进方位212°，沿煤层底板掘进，掘进150m后与11B07回风顺槽贯通，形成11B07采面切眼；
第二节矿压观测
观测对象、观测内容、观测方法、数据处理
1、观测对象:
锚杆支护巷道.
2、观测内容:
巷道底板移近量,观测移近速度,锚杆支护巷道顶板离层,锚杆扭矩力检测.
3、观测方法:
巷道每50—80米设一组测点,每10天观测一次,以观测巷道顶底移近量、移近速度,锚杆扭矩力检测.巷道每200米安装一组顶板离层指示仪,以观测锚杆支护巷道顶板离层量,每10天观测一次.
4、数据处理:
对观测数据有技术员进行整理分析,并存入该巷道施工内业中,当巷道锚杆支护巷顶底移近量大于300mm或巷道顶板离层量达到200mm时,如果是由于预紧力不够,对预紧力重新紧固.如果锚杆失效,进行补打锚杆.
第二节支护设计
一、巷道断面
11B07回风顺槽为矩形断面：
巷道宽度3.40m，巷道高度2.60m.，净断面s净=8.64m2。
11B07运输顺槽为矩形断面,其中:
巷道宽度3.60m，巷道高度2.80m,净断面s净=10.08m2。
11B07开切眼为矩形断面：
巷道宽度4.0m，巷道高度2.8m，净断面S净=11.2m2。
二、支护方式
根据以掘送的巷道观察看,综掘后的巷道顶板压力不大,两帮的测压几乎没有,综掘工作面顶板及两帮采用锚杆、金属网支护。
三、支护设计
锚杆支护参数的确定:
锚杆支护的作用原理有五个.悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用、围岩补墙作用和减小跨度作用.锚杆支护的上述五个作用原理,并非孤立存在的,而是共同作用,同时并存.
对于我矿11B煤层而言,煤层层理比较发育,巷道掘进施工采用锚杆支护,其主要是加固拱作用,其次是其它作用.因此,依据加固拱作用原理来确定锚杆支护参数。
锚杆支护跨度小于10m的巷道或硐室,可按下面经验公式来确定支护参数：
（1）、锚杆长度：
=N（1.1＋W/10）
式中：
L——锚杆长度（米）
N———围岩稳定影响系数,取1.1
W———巷道或硐室跨度（米）取4.0米
L=1.1（1.1＋4.0/10）=1.5m
锚杆长度L取1.8米
（2）锚杆支护间距：
D≤0.5L=0.5×1.6=0.8m
式中：
D——锚杆支护间距（m）
（3）锚杆直径：
d=L/110=1.595/110=0.0145m=14.5mm
式中：
d—锚杆直径（mm）
（4）锚杆锚固力:
Q=KHD2r=2×1.8×0.752×1.32=2.67吨
式中:
K—安全系数取2
H—锚固深度
D—锚固间距
r—煤层平均容重1.32T/m3
因此,锚杆支护巷道施工,锚杆长度应取1.6m以上,锚杆杆体直径为Ф14.5mm以上,锚杆支护间距在0.8m以下,锚杆锚固力在2.67吨以上,方能有效支护围岩。
依据上述计算,锚杆支护巷道其锚杆支护参数可确定为:
巷道顶板及两帮采用Ф16mm×1.8m树脂锚杆。
锚杆支护间距、排距,顶板、两帮均为0.8m,树脂锚杆锚固力要求达到5吨以上，锚固剂型号SK28/35。
一、支护说明
（一）、施工及标准技术要求
1、认真做好施工前的准备工作,给好中心、方位。
2、综掘队按施工图纸规定规格的尺寸进行综掘。
3、煤、岩面上下不应留有明显的伞檐、底根。
4、超挖尺寸不大于150mm,欠挖不得超过质量标准规定。
（二）锚杆
1、按“断面图”规定的位置、角度、深度打锚杆眼,应从顶部中部向两侧打。
2、打完锚杆时,必须把垫板处找平,用木垫板垫好,然后上铁托盘。
3、打完锚杆眼后及时安装锚杆。
4、安装锚杆时,将树脂药卷用煤电钻连续搅拌,搅拌时间要符合树脂药卷说明书的规定,失效、变质的药卷严禁使用。
5、1.8米的锚杆锚固深度为1.70米。
6、安装锚杆时应先量测孔深,符合要求后再将树脂锚固剂放入孔内,并用杆体将锚固剂缓慢推入孔底。
7、安装锚杆5分钟后,进行打压,锚固力为5吨,锚杆支护螺丝扭矩为167NM。
8、锚杆全长锚固,每个锚孔填装4个树脂锚固剂。
9、木垫板规格为300×160×50mm,铁托盘规格为125×125×8mm。
10、树脂药卷的规格为长度350mm,直径为Ф28mm,凝固时间为2分钟,搅拌时间为25～30秒。
11、树脂锚杆端头反麻花劲顶端为倒角,以保证树脂药卷搅拌充分。
第四章施工工艺
第一节施工方法
施工方法：
采用一次成巷的施工方案,掘进与永久支护平行作业,
落煤方式：
初期采用爆破落煤（岩），后期采用综掘机落煤（岩）。
1、掘进机型号：
EBZ132
2、机掘工艺（1个循环）：
交接班→敲帮问顶→开机前准备（试运转）→掘进机割煤、装煤、运煤→支护→清理现场→下个循环。
机掘时每循环为0.6米，每班3个循环（1.8米）。
检修工艺流程：
检修前准备→检修掘进机各部位、加油、更换截齿，检修刮板机→其它工作→试运转→正常掘进。
3、掘进机截割工艺：
掘进机采用横向往复式截割，截割时将截割头调至巷道下部，由巷道一侧开口进刀，然后由下向上进行截割，进刀深度为0.6米为宜。
为保证巷道断面，掘进机进刀时应与巷道两帮保持20-30cm的距离，待割煤完毕后对巷道两侧进行修整，使巷道断面规整，平直。
施工过程中严禁任意挑顶，破底。
4、掘进机截割示意图：
第五章生产系统
一、通风系统
1、通风方式及供风距离
一、通风方式：
采用FBD№5.6/11×2型对旋局扇压入式通风。
通风距离最长时1000米。
二、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量要按瓦斯或二氧化碳涌出量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值.
1、按瓦斯涌出量计算:
Q=100qk=100×0.15×1.5=22.5m3/min
式中:
Q----掘进工作面实际需要的风量,m3/min
100---单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值;
q---掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,m3/min
K---掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数.
2、按工作面人员数量计算
Q=4nc=4×12=48m3/min
式中:
4----每人每分钟不低于4m3的配风量
n——掘进工作面同时工作的最多人数,人。
3、按局部通风机的实际吸风量:
Q局=180-360m3/min
式中:
Q局-----掘进工作面局部通风机的实际吸风量180-360m3/min
计算得知,掘进工作面实际需风量64m3/min,取110m3/min
三、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算:
煤、岩巷掘进工作面最低风量为
Q掘≥q×s=0.15m/s6011.2m2=100.8m3/min
式中:
q---按煤、岩巷掘进工作面最低风速的换算系数
s----掘进断面积.
2、按最高风速验算
岩巷掘进工作面最高风量为
Q掘≤q×s=4m×60×11.2m2=672m3/min
式中;q----按岩巷掘进工作面最高风速的换算系数
s----掘进断面.
3、按掘进工作面温度和综掘机散热量验算:
温度为22℃、EBZ75-180KW所需风量为60
4、按有害气体浓度验算:
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不超过1%,即
Q=p瓦/Q掘≤1%
式中Q---掘进工作面需要风量,
p瓦---瓦斯绝对涌出量,m3/min
则Q掘≥p瓦/1%=0.15/0.01=15m3/min
掘进工作面需要风量110m3/min满足以上4个条件,所以选用FBD№5.6/11×2型对旋局扇。
5、风筒选型阻燃胶质风筒,带通风距离超过1000m时,可选用Ф600mm阻燃胶质风筒.异径风筒连接必须使用过渡节,过渡节长度不小于2m,先大后小,不准混接.
4、通风路线：
11B07运输顺槽进风流：
主井→11B运输下山→局扇→工作面
回风流：
工作面→11B运输下山→联络巷→11B回风下山→回风盲斜→风井
11B07回风顺槽进风流：
主井→11B运输下山→局扇→工作面
回风流：
工作面→11B运输下山→联络巷→11B回风下山→回风盲斜→风井
5、局部通风机的选型及安装地点
局扇FBD№5.6/11×2型对旋压入式通机，安设在11B运输下山内，距回风口大于10m处。
附图：
通风系统示意图。
二、压风系统
1、风源来自地面压风机房；
2、压风机型号为：
BFD-90型压风机、BFD-55C型压风机
3、管径选择：
主管路选用DN69无缝钢管、工作面选用DN10无缝钢管。
4、管路敷设路线：
压风机房→主井→11B运输下山→工作面。
5、敷设标准及注意事项
（1）、管路安装地点应在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度应距底板0.5m以上，管路下面不得有水沟无盖板或盖板不齐全的现象。
（2）、管路敷设要牢固平直，压风管路每隔3m吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。
压风自救系统的支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。
（3）、管路距离掘进工作面迎头不能超过40米。
管道供气压力为0.3～0.7MPa。
附图：
压风系统示意图。
三、消防系统及防尘系统
1、井下消防降尘水源来自地面静压水池，地面深井作为辅助水源，静压水池水源取自井下排水。
管路采用DN100无缝钢管。
2、降尘管路敷设距工作面迎头不小于30米，并安设洒水胶管，打眼放炮前后对工作面进行洒水降尘。
3、巷道内安设全断面净化水幕，水幕距工作面不能小于50米。
4、施工人员必须佩带防尘口罩。
炮眼内必须充填炮泥。
5、掘进机必须使用内、外喷雾装置。
6、巷道每隔50米安设消防洒水胶管，电气设备安放地点及机电硐室内必须配备不少于8kg的灭火器2台，并设有防火沙箱。
7、管路敷设路线：
地面净化水池→辅助井→集中皮带运输上山→工作面
附图：
消防、降尘管路系统示意图。
四、监控系统
工作面施工过程中必须严格遵守《AQ1029-2007》中的有关规定：
1、在距工作面5米处安装甲烷传感器并实现瓦斯风电闭锁；其报警浓度为：
≥1.0%CH4，断电浓度为：
≥1.5%CH4，复电浓度为：
1.0%CH4，断电范围：
工作面巷道内全部非本质安全性电气设备。
2、在距工作面巷道回风口10-15米处安装甲烷传感器并实现瓦斯风电闭锁；其报警浓度为：
≥1.0%CH4，断电浓度为：
≥1.5%CH4，复电浓度为：
1.0%CH4，断电范围：
工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。
3、在工作面5m范围内无风筒侧和回风流侧距顶板不大于200mm,局巷道帮不大于300mm出垂直悬挂,不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。
4、安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少1次。
甲烷传感器、甲烷检测设备,每10天必须使用标准气样和空气样调校1次,每7天对甲烷超限断电功能进行测试。
5、管理人员、班队长或放炮员、技术员、电钳工、瓦检员等下井时都必须携带甲烷检测报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。
班组长要把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作面地点进行瓦斯检测。
电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。
后附：
监控系统图
五、排水系统
巷道施工期间均为上山掘进，工作面预计涌水量不大，巷道内的积水主要由排水沟流至临时水仓，在由辅助水泵导入主井水仓后至地面。
六、运输系统
工作面使用综掘机掘进,皮带机运输，皮带机型号为DSJ-1000。
外面是2号皮带下山运输,进入主井皮带运输到地面。
煤运输路线（初期）：
工作面→11B运输下山→主井→地面；
材料运输路线：
地面→副井→11B材料下山→工作面。
附图：
运输系统示意图。
七、通讯系统
工作面安有电话,能够直接与调度室和其它井上下、作业地点、硐室连接。
电话距离工作面不能小于40米。
班长及机组电工每人配备无线通讯小灵通一部。
通讯线路：
调度室→主井→11B运输下山→工作面。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
劳动组织形式采用三班循环，八小时工作制。
由班长协调工作。
劳动力每班配备10。
一、劳动组织图表
（1）、劳动定员
工种
出勤人员/人
合计
早班
中班
夜班
班长
1
1
1
3
综掘机司机
2
2
2
6
支护工
3
3
3
9
皮带工
3
3
3
9
清货工
3
3
3
9
合计
12
12
12
36
（2）循环图表
二、主要经济指标
序号
名称
单位
数量
1
巷道名称
11B07回风
顺槽
11B07运输
顺槽
11B07开切眼
2
巷道断面
㎡
8.64
10.08
11.2
3
岩石硬度系数
F
中
中
中
4
每班循环个数
个
3
3
3
5
每个循环进度
m
0.6
0.6
0.6
6
班进米
m
1.8
1.8
1.8
7
循环出煤量
m3
6.84
7.98
8.87
8
每班出煤量
m3
20.52
23.95
26.61
第七章设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
风镐
G10
台
1
2
电钻
ZM-150
台
2
3
控制开关
QBZ-120
台
2
4
馈电开关
KBZ-400
台
1
5
综保
BXZ-4.0
台
2
6
掘进机
EBZ75-100KW
台
1
7
带式输送机
DSJ-1000
条
1
8
电话
KTT103.3
部
3
9
激光指向仪
YHJ-800
个
1
10
局部通风机
FBN05.6/11×2
台
2
第八章安全技术措施
一、拉门措施
1、进入工作面前,由队长组织全队工人及为掘进队服务的电钳工、机修工、皮带工、瓦斯检查员等学习本规程,学习后经过考试合格才能上岗。
2、拉门前,有技术人员给出拉门地点的位置及巷道中心、腰线,施工队按照中心腰线施工。
3、拉门时,必须对拉门地点附近10米范围内的巷道进行加强支护,施工过程中要密切观察围岩变化情况,发现问题及时处理。
4、拉门时,必须浅打眼、少装药、放震动炮,防止破坏巷道围岩和支护。
放炮前,必须把放炮地点附近的电缆、管路及怕崩的电气设备等掩护好,否则不准作业。
二、顶板
（一）、工作面顶板管理
1、施工作业人员进入工作面施工前必须“敲帮问顶”,处理好浮石、危岩,确定无误后再作业。
2、每班必须设专人观察顶板及危岩的变化情况,发现顶板掉渣、裂缝,危岩有异常变化时立即通知作业人员停止工作,撤到安全地点,待安全后再作业。
3、工作面采用锚杆金属网支护,工作面最大空顶距1.2米顶板破碎时,根据实际情况缩小空顶距为0.8米。
同时要缩小锚杆间距和排距,加强支护。
4、掘进工作面必须使用前探梁临时支护,其形式根据巷道支护形式而定。
5、处理浮石或罩头煤时,作业人员必须手持长杆,站在支护完好地点进行,严禁用手扳、抠浮石或罩头煤。
（二）、顶板离层监测仪的安装、使用及管理的安全措施
1、顶板离层仪的安装要选择顶板完整、支架完好的地段进行安装。
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