+370水仓掘进作业规程.docx
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+370水仓掘进作业规程
鑫泉矿业有限公司+370水平水仓掘进
作业规程
编制：
安全矿长：
生产矿长：
总工：
矿长：
2017年3月
鑫泉矿业有限公司+370水平水仓掘进
作业规程
第一章概况
一、巷道名称及相应位置
该水仓开口处位于北翼风井+370水平往里一石门处，按方位为175°59′14″的方向掘进。
设计长度：
100m
工程量：
900.77m3
坡度：
20°下坡
服务年限：
5年
预计开、竣工时间：
该水仓自2017年3月底开工，2017年5月竣工
二、掘进巷道的用途
该掘进巷道为主副水仓。
该巷道要用锚、网、喷支护，巷道净断面为：
宽3300mm，高3100mm，掘进断面为9.05m3的半圆拱断面。
主要担负矿井+370水平生产时期的排水任务。
第二章地面相对位置及地质情况
一、地面相对位置
鑫泉矿业有限公司位于冷水江市中连乡远大村近内。
其地理坐标为东经111°26′40″～111°27′32″，北纬27°45′20″～27°45′53″。
本矿井位于冷水江市北部，距离市区直距11KW。
矿区交通以公路、铁路为主，有简易公路与省道S312线相符，交通较为便利。
二、地质及水文地质情况
1、地表：
该工作面其上为山地，一般标高350-420米，中间低，四周高，无水塘，水文地质较简单，有石窖溪从上面流过，主要为顶板石英砂石含水及断裂构造往下渗水。
2、地质：
该巷位于矿井南部，本区呈单斜构造，但局部产状变化较大，小型断层及节理裂隙发育，煤层有变薄及不稳定趁势，对煤厚有一定影响。
3、煤层顶、底板：
5煤直接顶为砂质泥岩，厚度为0-1.5米，灰黑色，质软，富含根茎化石。
5煤伪底为炭质泥岩，厚度为0-0.2米，滑面较多。
直接顶为石英砂石，灰黑色，细至中粒结构，质密、坚硬、质脆，局部相变为细砂石。
4、瓦斯、煤层自燃情况：
该矿井属高沼气矿井，煤层无自燃发火现象、无爆炸性危险。
第三章水仓布置及支护说明
一、水仓布置
该水仓位于北翼风井+370水平落底一石门处,巷道均为半圆型断面，净宽为2.0m,净高为1.9m，净断面为3.8m2。
该水仓开口处71°34′夹角转弯至90°，长度7.6m。
在巷道右帮扩大巷道断面2.4m，长度8.4m，缩小断面，开副水仓，主副水仓夹角为30°，平送（主水仓为8.487m，副水仓为5.354m），开始变坡，坡度20°下山（主水仓为11.482m，副水仓为11.281m），平送4m，开始转弯（主水仓夹角为90°，长度14.137m，如图1；副水仓为60°，长度为9.425m，如图2），平送（主水仓长度为56.599m，副水仓长度为36.515m），转弯（主水仓夹角均为90°，长度均为14.137m，如图3；副水仓夹角均为90°，长度均为14.137m，如图4），平送（主水仓为16.2m，副水仓为4.2m），缩小断面（宽1.7m，高1.7m，长度3m的半圆型巷道）
每次以12°转弯掘进，逐次增加到90°（如图所示）
二、矿压观测
1）观测对象
水仓槽掘进巷道。
2）观测内容
巷道顶板离层量（下降）；底板相对移近量（底鼓）；两帮相对移近量（片帮）等。
3）观测方法
测点布置：
正常顶、两帮移近量观测。
用钢尺量，每周观察一次，观察基点尽量选在顶板完好无淋水地段，从+370水平平巷顺槽开口5米起，每40±5m在底板上做一观察基点。
4）数据处理
由技术员配合技术科测算，观察记录由技术科做分析判断，上报分管领导，分析结果及时反馈到队里，从而不断修改设计补充措施，指导施工。
三、支护设计
1、该水仓的主水仓开始平送8m，然后下山，坡度为20°，方位为175°59′14″。
副水仓在主水仓送至3m处开口，平送2.354m，然后下山，坡度为20°，方位为205°59′14″。
巷道断面为矩形断面，其断面面积为：
毛断面：
3.3m×3.1m
净断面：
3.0m×2.9m
2、支护方式
1）临时支护
采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15kg/m的两根钢轨制作，长度不小于4m,间距不大于1.2m，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。
吊环用配套的锚杆螺母固定，所用树脂锚估剂不少于2根，锚固力不小于50kN。
前探梁必须及时跟头，其最大控顶距离为2.0m，前探梁上用2块规格为（长×宽×厚）=1500mm×200mm×150mm半圆半圆木和木橼杆接顶。
2）永久支护
该工程为锚杆支护。
按悬吊理论计算锚杆参数
锚杆长度计算：
L=KH+L1+L2
式中L—锚杆长度，m;
K—安全系数，一般K=2；
H—冒落顶高度，m；
L1—锚杆锚入稳定岩石的深度，一般按0.5m;
L2—锚杆在巷道中的外漏长度，一般取0.1m。
其中：
H=B/2f=2.4/2×3=0.4
式中：
B—巷道开拓宽度，取2.4m；
F—岩石坚固性系数，取4。
则：
L=2×.0.4+0.5+0.1=1.4m.
锚杆间排距计算，间排距相等：
a=〔Q/KHr（1.4～1.8）〕1/2
式中a—锚杆间排距，m;
Q—锚杆设计锚固力，50KN/根
H—冒落拱高度，m；
R—被悬吊岩石的密度，取25KN/m3；
K—安全系数，取K=2。
a=1.584m
通过以上计算，选用直径18的圆钢锚杆1.8m,锚杆间排距为0.8m。
在支护中，当围岩稳定性较好时，锚杆的间排距为800mm，当围岩稳定性较差时锚杆的间排距缩小为600mm。
a）锚杆支护质量要求
1．巷道净宽、净高允许误差为0—+150；
2．锚杆间排句0.8m×0.8m，允许误差为±100mm；
3．锚杆方向垂直于岩石面，最小不小于75°；
4．锚杆托板紧贴岩壁，不得松动；
5．锚杆为露不得超过50mm;
6．锚固力不得低于50KN；
四、支护工艺
1）支护材料
锚杆及锚固剂：
锚杆采用直径18mm的金属锚杆，长度为1.8m,。
每根锚杆使用一根树脂锚固剂。
锚杆的外漏长度为30—50mm,托片由厚12mm,直径为100mm的圆形钢板制成。
树脂锚固剂的型号为MSCK23/40型。
2）锚杆安装工艺
打锚杆眼：
（1）首先要认真敲帮问顶，及时用长柄工具找到危岩，确认安全后方可进行工作。
打眼时必须站在临时支护下进行作业。
（2）打眼前，要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时，必须处理。
（3）打锚杆眼使用锚杆机、风钻打眼，锚杆机钻头直径为27mm；风钻钻头直径为32mm.使用锚杆机打眼时要先送水、后送风，停锚杆机时要先停风、后停水。
（4）打眼深度为1.75m，锚杆外露长度小于50mm，与岩壁尽量垂直，夹角不小于75°。
打完眼后，要用压风把眼内的集水、岩粉法理干净。
安装锚杆：
（1）装树脂药卷前，先用锚杆插入孔内试探锚杆眼深度，看孔深是否符合要求，孔深不够时，应重新打眼达到要求为止。
（2）安装锚杆时，先把树脂药卷按规定的数量装入眼内，随后插入锚杆。
此时，安好连接套，插入风锚机，启动风锚机使之旋转，慢慢推进到眼底，搅拌20s，停钻，卸下风锚机，待5min后方可卸下联接套。
20min后，上好托板，将螺母用气扳机拧紧。
（3）锚杆的托板要紧贴岩壁，如岩壁不平时，先用手镐找平，再安装锚杆。
（4）锚杆的锚固力不得低于50kN/根。
第四章施工工艺
一、施工方法
采用炮掘施工方法，打眼时要按炮眼布置方法执行（见爆破说明书和炮眼布置图）
二、凿煤（岩）方式
1、本规程所有巷道均采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。
2、打眼使用风钻进行打眼，安注锚杆使用锚杆机进行。
掘进工艺：
打掏槽眼——装药联线——放炮通风——打其它眼——装药、联线——放炮通风出煤——支护、周而复始。
三、爆破作业
1、爆破材料：
a.爆破及有关器材、煤电钻、煤矿许用炸药、煤矿许用瞬发电雷管，1.8米钻钎，矿用MFB—100发爆器，放炮线采用绝缘良好双线，联线方式为串联。
b.炮眼直径:
炮眼直径确正为23-26cm。
c.炮眼深度：
所有炮眼，眼深1.5米。
2、工作面炮眼布置法：
分三次放炮，第一次先在中下部煤层布置双排眼进行掏槽，炮眼个数4个，间距100cm,每眼装药量为0.5公斤，水平楔形布置；等炮烟吹散及检查瓦斯后，第二次爆破辅助眼，采用瞬发电雷管起爆，每眼装药为0.4公斤,间距60cm。
成水平垂直布置；第三次，爆破周边眼装药为0.3公斤，爆破先后次序见附图。
爆破说明表
炮眼
序号
炮眼
名称
眼深
眼距
角度
装药量
封泥
长度
联线
方式
起爆
顺序
装药
结构
水平
垂直
每孔
总量
1—4
掏
槽
眼
2.0
0.55
75
90
0.5
2
0.6
串联
Ⅰ
正
向
装药
5-6
辅
助
眼
1.8
0.5
90
90
0.4
0.8
1.0
Ⅱ
7—10
周
边
眼
1.8
0.5
90
90
0.3
1.2
1.0
Ⅲ
四、管线及轨道敷设
在掘进施工中，所敷设的电缆、供水和排水管路，供风管路、风筒等均应按断面图中规定位置，吊挂牢固整齐。
风水管路接头要严密，不得漏风漏水。
供风和排水管路使用2寸铁管。
供水管路使用1寸铁管。
距工作面20m范围内使用1寸胶管。
风筒使用直径800的软胶风筒，逢环必挂且不得漏风。
风筒口距工作面的距离不得超过5m。
安设设备的巷道单轨铺设，轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500mm，要求铺设平直、扣件齐全、坚固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm，道枕间距不大于1mm，并且轨枕必须垫实。
不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型钢轨混用。
运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔使用灵活可靠。
第五章生产系统
一、通风
施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在+370水平落底新鲜风流中，最长供风距离为300m，回风进入北翼风井。
1、掘进工作面的风量计算：
（1）按照瓦斯涌出量计算：
Q掘=100×q掘×K掘进=29.9m3/min
式中：
Q掘——单个掘进工作面实际需要风量29.9m3/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——掘进工作面回风流中瓦斯（或ＣＯ２）的绝对涌出量，0.23m3/min；
K掘进——瓦斯涌出不均衡系数为1.3。
（2）按炸药量计算：
Q=25×A=25×4.4=110m3/min
式中25—每1kg炸药爆炸不得底于25m3的配风量；
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，此处规定为4.4kg。
（3）按人数计算：
Q=4×n=4x8=32m3/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。
（2）按局部通风机实际吸风量计算：
Q=Q局×I=150×2=300m3/min
式中Q局—掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min，选用FBD№5.6／2×11KW型局部通风机风量300—420m3／min，全压160—3200pa，转速2390r／min,整机额定功率为22kw。
.两台同等型号一台运转、一台备用。
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数为2台。
所以掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值300m3/min。
2、掘进工作面风量验算
1）、按最低风速验算：
煤巷掘进工作面最低风量为：
Q煤≥q.s煤=8.75×0.25×60=131.25m3/min
式中q—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数，取15
s煤—掘进断面积9.05m2
2）、按最高风速验算：
煤巷的掘进工作面最高风量：
Q煤≤q.s煤=9.05×4×60=2172m3/min
式中q—按煤巷掘进工作面最高风速的换算系数，取240
s煤—掘进断面积9.05m2
3）按掘进工作面温度和炸药量验算：
炸药量/kg
﹤5
5—20
温度/℃
6以下
16—22
23—26
16以下
16—22
23—26
需要风量/m3/min
40
50
60
50
60
80
温度为25℃、炸药在5kg以下时风量为60m3/min。
4）、按有害气体浓度计算：
回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，即
Q=P瓦/Q掘≤1%
式中Q—掘进工作面需风量，m3/min；
P瓦—瓦斯绝对涌出量，m3/min。
则Q掘≥P瓦/1%=0.08/0.01=8m3/min
掘进工作面需风量150m3/min满足以上4个条件，所以选用DBKJ№6.3／2×30KW风机。
3、局部通风机安装地点
安装局部通风机的地点设在+370水平落底内，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风口只间的最低风速。
二、压风
我矿现使用空气压缩机压风,通过159mm无缝钢管（主管）沿斜井铺设至+370车场,然后采用3寸无缝钢管（支管）送至工作面。
空压机型号:
GS132—10管径:
Φ＝159mm（主管）和Φ＝3寸（支管）。
附图：
压风系统示意图
三、瓦斯防治
1．必须配备经过有关部门专业培训，经过考试合格的瓦斯员。
2．专责瓦斯检查员，必须严格执行“一炮三检”和三人联锁放炮制度。
3．掘进迎头和回风流中，瓦斯浓度达到1%时，必须停止打眼。
放炮地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1%时，严禁装药放炮，瓦斯浓度达到1．5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源进行处理，电气设备开关地点附近20m内风流中瓦斯浓度达到1．5%时，必须停止运转，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可人工复电。
4．临时停工地点，严禁停风，掘进巷道因临时停电或者其它原因使局扇停止运转，必须把施工人员撤到安全地点（地面），并打临时栅栏，设置警标，在恢复通风前，首先必须检查，局部通风机及其开关地点附近10m范围内，瓦斯浓度不超过O.5%时，方可人工开动局部风机，恢复正常通风。
如果停风区内，瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1．5%时，必须严格按照排放瓦斯或二氧化碳，二氧化碳浓度超过1.5%，必须严格按照瓦斯或二氧化碳的三级管理制度进行排放。
控制风流使排放的风流在同全风压风流混合的瓦斯和二氧化碳浓度不得超过1.5%。
5．我矿是低瓦斯矿井，严格按照高瓦斯矿井管理。
四、综合防尘
防尘水源：
水源来自山泉水，由地面静压水池供水。
自地面静压水池→北翼原斜井→工作面。
分别用1寸无缝钢管送到掘进工作面。
在运输大巷每50m安设一个三通，安设水幕。
在回风巷每100安设一个三通，安设水幕。
在作业面各装载点安设喷雾。
采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷巷道、净化风流等综合防尘措施。
五、防灭火
该工程均采用湿式打眼，锚杆支护，爆破喷雾降尘，该工程相邻煤层无自然发火倾向和火区，防火重点是电缆、机械摩擦火花和人为火花。
工作面备有沙子和干粉灭火器，可直接灭火。
防火水源来自地面静压水池→主斜井井→工作面，经一寸管路接到工作面。
六、安全监控
我矿二大监控系统全部安装，瓦斯监控系统、人员定位监控系统运行正常，并已联网。
1、瓦斯监控系统
1）便携式甲烷报警仪的配备和使用
矿管理人员、技术员、爆破工、班组长、排水工和流动电钳工等下井都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检查。
瓦斯员用光学瓦检仪和放炮员用便携式甲烷报警仪每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点瓦斯进行检查；电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警时必须停止作业，进行处理。
2、甲烷传感器的配备和使用
我矿采用KJ75型甲烷传感器，通过监控分站与KJ75安全监控系统相连。
进风流甲烷传感器距工作面不得大于5m，并且应有防炮蹦的措施；回风流传感器距回风口10m处。
具体布置在巷道，垂直悬挂，距顶板不得大于30cm,距巷道帮不得小于20cm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出口。
按照《煤矿安全规程》规定，报警浓度设为1%，断电浓度设为1.5%，复电浓度设为小于1%。
断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。
甲烷传感器、每7天必须使用校准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
安全监控系统发生故障时，必须及时处理，在故障处理期间必须有安全措施。
必须每天检查安全监控设备和电缆是否正常，使用便携式甲烷检查报警仪或光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监控值班室；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。
七、供电
该工作面掘进施工中，电源来自地面配电室。
矿井采用两回路660V电压入井。
八、排水
本水平距地表高差不大，雨季地表水很容易渗入井下，采用小型矿用泵抽至地面，两台主水泵型号均为D25—30×7型流量25m3/h扬程150米功率30KW，一台运转，一台备用。
排水管规格：
三寸无缝钢管。
排水系统：
工作面积水→运输大巷水沟→临时水仓→地面。
九、运输系统
运料系统：
北翼风井斜井→+370水平落底→工作面
运渣系统：
工作面→北翼风井斜井→地面
十、照明、通信和信号
工作面安有电话，能够直接与调度室、斜井底、地面绞车房、地面配电室、矿领导办公室和有关科室直接联系。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
一、劳动组织
1、掘进作业方式
采用“三八”制循环作业。
循环进度1.5m∕班，日进度4.5m。
2、劳动组织
序号
工种
出勤人员∕人
备注
早班
中班
夜班
1
班长
1
1
1
2
安全员
1
1
1
3
瓦斯员
1
1
1
4
打眼工
1
1
1
5
爆破工
1
1
1
6
支护工
1
1
1
7
攉煤工
1
1
1
8
刮板司机
1
1
1
9
皮带司机
1
1
1
10
电钳工
1
1
1
11
清巷工
1
1
1
12
送料工
4
13
合计
15
11
11
3、出勤率
出勤率85%。
二、循环作业
1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业。
2、打乱正规循环作业的补救措施
提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整能够循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环
三、主要经济技术指标
主要经济技术指标
序号
项目
单位
指标
备注
1
工作面长度
m
104
2
巷道毛断面
m2
7.5
3
每班循环在册人数
个
12
4
每班循环出勤人数
个
10
5
出勤率
%
83
6
每循环进尺
m
1.5
7
每日进尺
m
4.5
8
月循环次数
个
27
9
月进度
m
121
10
循环率
%
90
11
炸药消耗量
Kg∕m
4
12
雷管消耗量
个∕m
10
13
锚杆消耗量
套∕m
4
14
钢带消耗量
根∕m
1.25
15
网消耗量
m2∕m
2.6
16
托片消耗量
个∕m
4
17
锚固剂
Kg∕m
10
第七章安全技术措施
一、一通三防
通风
1、局部通风机必须由指定专人负责管理,保证局部通风机正常运行,其他人员不得随意停开。
2、风筒要用抗静电，阻燃风筒。
风筒吊挂无脱节，无破口，矿车和支架不得摩擦挤压风筒，风筒口距工作面不大于10m，以保证有足够的风量。
3、管理好本工作面调节风门，风窗等措施，不准随意同时打开风门和挪开风窗位置，并保护瓦斯牌板。
4、局部通风机要长时运转，无论工作，不工作或交接班都不得停止运转。
局部通风机不开时，要把人员撤进风巷内，并在巷道门口位置设置“严禁人员入内”的警戒牌，工作面禁止爆破。
自动停电时，要搞撤出人员，待查明原因，确认安全后再启动。
5、使用局部通风机的掘进工作面，不得停风；因检修，停电等大地原因停风时，必须撤出人员，切断电源。
恢复通风前，必须检查瓦斯。
只有局部通风机及其开头附近10m以内风流中的瓦斯浓度，都不超过0.5%，方可人工开启局部通风机。
6、局部通风机必须使风电闭锁，使用装有选择性漏电保护装置的供电线路，供电或与采煤工作面分开供电。
7、局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳不超过1.5%时,并且符合《煤矿安全管理》开启局部通风机条件时方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
8、瓦斯异常涌出预兆：
工作面瓦斯忽高忽低，温度骤降，煤壁发凉；遇地质构造或围岩，松散区，瓦斯异常涌出；煤层发出“丝丝”的鞭炮声；顶板来压；人感到发昏。
遇到上述情况，必须加强通风，停止工作进行处理，等瓦斯浓度降到1%以下并稳定时，再进行工作。
若情况危急，及时撤离危险区。
二、防尘管理
1、巷内必须建立完善的防尘洒水，管路，安设2寸静压水管。
2、煤流转载点安设自动喷雾洒水装置，喷雾必须全部覆盖煤流。
3、巷内安设净化水幕，固定水幕在距回风口绕道50m处，水幕覆盖全断面，水幕的长度不得小于巷宽的90%，水幕距顶板不得大于0.3m。
4、打眼必须坚持湿式打眼，严禁干打眼。
5、煤尘堆积厚度不得超标（即厚度达到2mm），全月每周对全巷进行一次煤尘冲洗，清扫工作，连同巷内浮煤定期清运。
6、刮板输送机与带式输送机的转载落差均不得超过0.5m，否则应安装适合的煤流导向板。
7、防尘设施，设备指定专人管理，不得随意拆除。
三．防火管理
1.井下输送机用阻燃胶带。
2．巷内浮煤定期清扫，煤尘定期冲洗。
3．电气着火，首先切断电源，然后进行处理，并向调度室，队值班人员作详细汇报。
4．井下使用过的棉纱布头、润滑油、纸等，必须存放在善严的铁桶内，并由专人当班运出。
5．严禁明火作业，严禁电气失爆。
6．严禁火种入井，严禁使用灯炮取暖。
7．用静压水管作消防水管。
8．在易摩擦，撞击产生火花的地方洒水降温。
9．各部胶带头配备两2只合格的灭火器，1把消防锹和0.2m3的灭火器必须放置在架子内，吊挂在离带式输送机器5M便于取用的地方。
消防锹及灭火器不得移做他用。
二、顶板管理
1、开工前，必须执行严格的“敲帮问顶”制度，用长柄工具在安全地点，将顶帮的活矸、聋煤、马棚、片帮、伞檐等一切不安全隐患处理掉，确保安全后，方可开工。
2、掘进工作面严禁空顶作业。
靠近工作面10m内的支护在爆破前必须检查，无问题时方可作业。
3、找顶工作必须遵守下列规定：
（1）找顶工作应由2名以上有经验的老工人担任，1人找顶
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