河南理工大学采矿工程课程设计永安煤矿12下山采区开采设计说明书.docx

河南理工大学采矿工程课程设计永安煤矿12下山采区开采设计说明书.docx

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河南理工大学采矿工程课程设计永安煤矿12下山采区开采设计说明书

采矿工程课程设计

《永安煤矿12下山采区开采设计说明书》

学院:

能源科学与工程学院

班级：

采矿工程08-1班

姓名：

学号：

指导教师：

李东印

1前言

1.1设计目的

采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。

它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》、《矿山压力与控制》等课程，以及通过生产实习之后进行的。

其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。

设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。

设计力争做到分析论证清楚、证据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。

1.2设计过程

首先划出井田边界，计算出采区储量，确定开采方式，设计生产能力以及计算出服务年限；确定出已给定的井筒和大巷的坐落的标高，采取准备方式中的下山布置与断面及下山进入煤层的方法；采取车场与硐室。

确定采煤方法，选择合理的回采巷道的布置，采煤工艺，采煤工作面的设备的选型。

1.3矿井的开采条件

1.3.1二1煤层

二1煤层位于山西组下部，矿区范围标高为+75～-875m，埋深约179～1080m。

上距砂锅窑砂岩一般为65.02m，下距L9石灰岩7.24m左右。

煤层厚度变化较大，厚0～16.26m，平均5.74m，为薄～特厚煤层。

二1煤层结构较简单，含1层夹矸，夹矸厚分别为0.14～0.05m，岩性为炭质泥岩。

二1煤层顶底板特征：

1）顶板：

二1煤层直接顶板以砂质泥岩为主，厚0～7.35m，平均1.93m，抗压强度58.5Mpa；老顶大占砂岩，以中粒砂岩为主，厚1.03～28.52m，平均14.82m，抗压强度44.6～103.5Mpa、抗拉强度4.83～5.23Mpa。

二1煤层顶板受滑动构造影响较大，顶板不稳定，不易管理。

2）底板：

二1煤层直接底板为砂质泥岩或条带状细砂岩，平均厚7.42m；局部直接底板为粉细砂岩、炭质泥岩及泥岩，采煤过程中，泥岩易遇水膨胀发生地鼓现象。

大部分直接顶板为砂质泥岩，间接顶板为大占砂岩，以中粒砂岩为主，有时可成为直接顶板，厚1.03～28.52m，平均14.82m。

大部分直接底板为砂质泥岩或条带状细粒岩，平均7.24m；间接底板为太原组L7～8石灰岩。

1.3.2煤质

1、物理性质

二1煤层物理性质：

二1煤层以粉煤为主，为黑～灰黑色，玻璃光泽，粉状、鳞片状产出，强度很低，手捻即成为煤粉，易污手。

煤层中下部常有碎粒或块状煤分层，含有方解石或黄铁矿结核，其硬度大，不易破碎。

无烟煤视密度为1.38，真密度为1.48；贫煤视密度为1.32，真密度为1.45。

2、化学性质

发热量：

二1煤的发热量（Qgr.v.d）为27.43~32.53MJ/kg，平均30.03MJ/kg；浮煤发热量（Qgr.v.d）为33.75~34.41MJ/kg，平均33.99MJ/kg。

二1煤属低灰、特低硫、低磷煤，可磨性好，可作为喷吹用煤。

煤的可选性：

通过对邻区任岗煤矿、刘寨煤矿及矿区内1601孔二1采样测试，矿区内二1煤为中等可选煤。

1.3.3矿井充水条件

1）充水水源

本矿井的充水水源主要有：

大气降水、地下水。

①大气降水：

据矿井煤层开采近几年排水情况，雨季和枯水季节矿井涌水量几乎无变化。

因此对该煤矿开采影响很小。

只有当浅部煤层形成采空区后，顶板陷落后所形成的垂直裂隙与浅部基岩风化裂隙带沟通后，大气降水可通过第四系孔隙含水层，基岩风化裂隙带、冒裂带而充入坑道。

②地下水：

影响矿井煤层开采的地下水主要有顶板水、底板水、构造带水。

A、顶板水：

主要由二1煤层顶板的砂岩裂隙含水层组成，由于长期的矿井开采，局部地段的煤层顶板已经放顶，顶板的岩石破碎、透水性和流动性均显著增强，加之此类砂岩本身富水性弱，所以，常常随着巷道破顶或采面首次来压破坏而渗入采掘工作面。

本矿井在-150m水平以浅采煤时，主要水源为顶板水，矿井涌水量中顶板水量为58m3/h，总体对矿井的生产威胁不大。

B、底板水：

二1煤层的底板水为太原组灰岩含水层，尤其是上部灰岩含水层段相对富水性较强，且不均一，距离二1煤层平均10m，开采煤层如遇底板薄弱地段，产生突水是开采二1煤层的主要水害。

本矿井7.31突水事故已说明该水害的严重性。

2）矿井涌水量

目前当前开采水平时，矿井正常涌水量为130m3/h，最大涌水量为240m3/h。

1.3.4其它开采技术条件

1、瓦斯

矿井相对瓦斯涌出量为5.64m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.98m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.37m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.31m3/min，属低瓦斯矿井。

矿区内测得二1煤层钻孔煤芯样，CH4含量为0.09~8.58ml/gr，CH4成分为2.49~93.33﹪，由浅往深，CH4含量和成分逐渐增高。

2、煤尘

矿区内二1煤以粉状煤为主，生产中煤尘一般较大。

二1煤煤样检验知，煤尘无爆炸危险性。

但开采过程中必须加强洒水防尘等综合防尘工作。

3、自燃

地质报告提供本矿煤层具有自燃发火倾向，自燃发火期为5－6个月。

4、地温

矿区内二1煤层底板温度为20.2°C-22.5°C，随着二1煤层埋度增加，温度增高：

地温梯度1.6-2.3°C/100m，平均1.93°C/100m，小于3°C/100m，属地温正常区。

2采区储量与生产能力

2.1采区储量

2.1.1井田范围

采区边界和边界煤柱如采区巷道布置图上所示。

距采区边界20米处取得保护煤柱边界线。

由保护煤柱线确定采区面积为646866.9310m2。

2.1.2采区工业储量

由采区的钻孔布置图中的钻孔信息可得煤层的平均厚度为（3.98+6.5+5.5+4.7+4.22）/5=4.98m，故取平均煤层厚度为5m。

由图上等高线可求知煤层的平均倾角约为17°。

故由公式Q＝AMγ/cosα

式中：

Q──采区的煤量，万t；

A──采区的面积，m2；

M──煤层的厚度，m；

γ──煤的容重，t/m3（根据此煤层的无烟煤的视密度为1.38，贫煤的视密度为1.32，此处煤层的密度取值为1.35）；

α──煤层的倾角，；

计算可采区的煤量：

Q＝AMγ/cosα

＝646866.9310×5×1.35/cos17°

＝456.6Mt

2.1.3采区设计储量

由于该井田中无大的构造，则断层煤柱可忽略，同时已有的地面建筑物、构筑物需要留设得保护煤柱也忽略。

在2.1.2中的采区工业储量是按照煤柱保护线计算出来的，故采取设计的设计储量和工业储量和认为是相等的，为456.6Mt。

2.1.4采区可采储量

由于主要巷道及上、下山的保护煤柱煤量的具体值在开拓方式和准备方式确定后才能确定，现在仅按照工业储量的5～7%计算，即456.6×0.05＝22.83万吨。

采区设计可采储量Z＝（Zs－P）×C

式中：

Zk──矿井设计可采储量,Mt；

Zs──矿井设计储量，Mt；

P──矿井工业场地保护煤柱、主要巷道及上、下山保护煤柱量，Mt；

C──采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。

计算可得采区可采储量：

Zk＝（Zs－P）×C

＝（456.6-22.83）×0.85

＝368.7Mt

煤层

名称

采区工业储量（Mt）

采区设计储量（Mt）

采区可采储量（Mt）

二1

456.6

456.6

368.7

2.2生产能力与服务年限

2.2.1矿井工作制度

“技术政策”第14条规定：

“矿井设计能力按年工作日300d，每天提升14h”计算。

每天3班作业，每班工作8小时。

综采工作面可采用每日4班作业，每班工作6小时。

2.2.2采区年产量及服务年限

课程设计一般为新建井，分析确定矿井设计生产能力和设计服务年限时，可先试取1个矿井设计生产能力（比如0.90Mt/a），然后按下式计算矿井服务年限：

式中：

T──矿井设计服务年限，a；

Zk──矿井设计可采储量，Mt；

A──矿井设计生产能力，Mt/a；

K──储量备用系数，K=1.3～1.5。

计算可得采区设计服务年限：

=368.7/（90*1.4）

=2.93a

3开拓方式简介

3.1井筒

3.1.1井硐形式、数目及其配置

3.1.1.1井硐形式、数目的确定

3.1.1.1.1井筒形式的选择

对于赋存较浅、表土不厚、水文地质情况简单、井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓方式。

采用不同提升方式的斜井，其井筒倾角一般规定如下：

串车提升时，井筒倾角不大于25°；箕斗提升时为25～30°。

但斜井垂高不超过300m，胶带输送机提升时，则不大于16°。

斜井开拓井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，初期投资大。

地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都相对简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少。

尤其是主提升采用胶带运输的倾角的增加，胶带输送机运输连续，运输系统简单的优势更加明显，选用斜井井筒也成为新建矿井的首选。

由以上叙述，本采区采用斜井开拓，主副斜井井筒倾角为15°，主斜井中采用胶带输送机提升，副斜井采用轨道串车提升，风井井筒采用立井井筒。

原煤从主井内安装的胶带输送机运至地面，掘进巷道所出的矸石井下所需的之物料，设备则由副井轨道串车提升和下放，主副斜井同时又均承担进风任务，污风经回风大巷由立井风井井筒排出。

3.1.1.1.2井筒数目

采用斜井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井）。

在技术经济上合理时，也可开凿两个以上的提升井筒。

本采取设计采用一对提升井筒（主、副斜井），承担运输任务，一个回风立井承担回风任务。

3.1.1.1.3井筒位置的选择

主副斜井应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。

风井布置应根据选定的通风系统合理确定。

本采区主副斜井均掘至-140m水平后落平，再在该水平开拓运输大巷和轨道大巷。

立井风井掘进至-135m水平落平，而后掘进回风大巷。

3.2大巷

3.2.1运输大巷、轨道大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式

3.2.1.1运输大巷、轨道大巷的布置与煤层间的联系：

选择运输大巷的位置时，主要考虑两个因素：

一是大巷所在岩层的岩性，二是大巷至煤层的距离。

运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，如砂岩、石灰岩和砂质页岩等。

运输大巷应距煤层有一定距离，以避开支承压力的不利影响。

该设计运输大巷和轨道大巷均布置在煤层底板岩层中，在-140m水平。

3.2.1.2总回风巷的布置及其与煤层的联系

当矿井通风系统要求设置总回风巷时，其布置原则同运输大巷基本相同。

该设计回风大巷亦布置在煤层底板中，在-135m水平上。

4采区准备方式

4.1下山布置与断面

4.1.1下山的数目

下根据矿井设计相关规范和设计中的已知条件，考虑到在煤层中开掘下山，由于下山巷道服务年限一般较长，在维护时比较困难。

受到采动影响时会使煤体松软破碎，该设计中煤层具有自燃性，自然发火期为5-6个月，长期暴露在空气中会造成火灾隐患。

故将下山巷道布置在底板较为坚硬的岩层中。

但为了近一步弄清地质构造和煤层赋存情况，在煤层中增设一条通风行人下山。

它一般式先掘进煤层下山，为了两条岩石下山导向。

下山布置形式采用两岩一煤下山布置。

矿井的相对瓦斯涌出量较小，同采工作面个数不多，通风系统简单，采区通风阻力不大，因此不需单独的回风下山，利用轨道下山兼做回风下山。

在生产中，煤层下山用做通风行人（通风行人下山），两条岩石下山分别用做轨道回风（轨道下山）和运输煤炭（运输下山）。

4.1.2下山的布置形式

轨道下山距二1煤层的法线距离为10m，运输下山距二1煤层的法线距离为15m，两条下山之间的水平距离为20m。

两条下山均采用锚喷支护，采区下山巷道断面设计如下图所示。

图4-1采区下山布置图

4.1.3采区下山的巷道断面图

图4－2采区轨道下山巷道断面设计图

图4－3采区运输下山巷道断面设计图

4.2采区车场与硐室

4.2.1采取车场

采区上部车场形式的选择

由于煤层倾角为17°，为缓倾斜煤层，绞车房距总回风巷的距离较近，故采区上部车场选用逆向平车场。

其优点是车辆运行顺当，凋车方便，回风巷短，通过能力大；缺点是车场巷道断面大，不宜维护。

图4-4采区上部车场

采区中部车场

图4-5采区中部车场

4.2.2采区下山与区段巷道之间的联络巷道布置

采区下山与区段巷道之间的联系方式主要根据运输需要确定，一般轨道下山与区段轨道巷之间采用逆向甩车场联系，而运输下山与区段运输巷之间，采用溜煤立眼的联系方式。

4.2.3采区硐室布置

4.2.3.1绞车房

应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点；在满足施工机械安装和提升运输要求前提下，应尽量靠近变坡点，以减少工程量。

采用三角架进行安装。

绞车房的高度一般在3～4m。

断面形状和支护设计为半圆型，采用砌碹支护，工作面辅助运输采用绞车牵引。

4.2.3.2变电所

采区变电所是采区供电的枢纽，故合理的确定采区变电所位置及尺寸是保证采区正常生产，减少工程费用的重要措施。

根据该矿井设计中采区的布置方式和相关技术规范，将变电所设在两条下山中间，采用砌碹支护

5采煤方法

5.1采区生产系统

5.1.1采区巷道布置平面图

采区巷道布置平面图如图所示。

图5--1采区巷道布置平面图

1运输系统

从采煤工作面10破落下来的煤炭，经区段运输平巷11、溜煤眼17，运至采区运输下山7，由大巷1运至井底。

2运料排矸系统

材料设备则由轨道大巷2，经轨道下山8，采区上部车场至采轨道平巷（区段回风巷）9至工作面。

3通风系统

新鲜风流有运输大巷1至通风行人下山下山5，至区段运输平巷11，冲洗工作面后由区段回风平巷9，经轨道下山8，至回风大巷2排出。

4排水系统

采煤工作面涌水经由区段运输平巷11、运输下山8、到下山水仓，然后经采区轨道下山9至水平轨道大巷2等巷道一侧的水沟，自流到井底车场。

5.1.2区段巷道布置

该采区开采单一厚煤层，煤层厚度为5m，将区段平巷布置在煤层中。

为达到设计产量，尽量集中生产，区段依次接替。

由于采区的涌水量不大，煤层赋存稳定，且煤层采用综合机械化开采，工作面需等长布置。

保证较高的采出率，减少煤炭资源的损失，实行目前比较成熟的区段无煤柱护巷技术，采用沿空留巷的技术措施，从而避免了因留设煤柱而引起的距离矿压现象，增加了区段巷道的维护成本。

因此区段平巷采用单巷布置，区段平巷断面均采用梯形断面形式。

一条布置刮板输送机，负责运输工作面落煤，兼作进风巷；一条布置900mm标准轨道，负责辅助运输、行人通道及回风巷，两条巷道均采用工字钢支护巷道。

区段巷道断面设计简图如图所示。

图5-2区段巷道断面设计简图

5.2采煤工艺

5.2.1割煤及进刀方式

煤层赋存稳定,煤层倾角较缓,顶底板较稳定，故采穿梭割煤往返割两刀；进刀方式采用中部斜切进刀法.

5.2.2工作面的推进方向

由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。

5.2.3综采工作面的设备选型及配套

（1）工作面配套设备的选择

综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。

综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。

采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。

工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20﹪考虑。

为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。

其设备选型及配套应遵循以下原则：

㈠液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。

㈡采煤机选型的原则

①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。

②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。

③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。

④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。

㈢刮板输送机的选型原则

①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。

②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。

③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。

工作面的关键参数见表5—1：

表5—1     工作面关键参数表

工作面长度（m）

煤厚（m）

煤层结构

所需支架类型

180

5

简单

掩护式

根据工作面的关键参数，查《高产高效综合机械化采煤技术装备》,选用配套设备。

三机配套型号见表5—1；

表5-1    三机标准型号表

液压支架

采煤机

刮板输送机

BC480-22/42型掩护式支架，高2.5—3.5m,中心距1.5m，工作阻力3600kN，支护强度0.72MPa，对底板比压1.31-2.35MPa，降一移一升一循环时间35s，泵压31.5MPa，重19.8t

MXA-300/45型，采高2.5-5m，适应煤层f=2-4,滚筒直径2m，无链牵引，牵引力为400kN,功率300kW，重48.3t

SGZ-764/264，出厂长度为180m，运输能力900t/h,链速0.93m/s,功率为2*160kW

图5-3工作面布置图

5.2.4工作面循环作业图标的编制

（1）织循环作业并编制循环图表

①循环作业

工作面实行“三八”作业制。

采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m。

②正规循环作业图表

图5-4综采工作面循环作业图表

5.2.5劳动组织

5.2.5.1作业方式

由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为两班半生产，半班准备的工作制。

5.2.5.2工序安排

综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。

①及时支护方式

采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。

这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。

但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。

②滞后支护式

割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。

这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压

力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。

为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。

6安全技术措施

6.1瓦斯管理措施

1）严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》第142～146及150、154、155条的有关规定；

2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。

建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；

3）在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪；

4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流；

5）按井下在册人员配备隔离式自救器；

6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量；

7）严禁在工作面两道再掘超过3m的峒室；

8）采后按规定时间回收、密闭、注浆。

6.2煤尘的防治

1）掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器；

2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；

3）建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水；

4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗；

5）溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止溜煤眼进风；

6）所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚；

7）采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。

6.3防火

1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源；

2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。

每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；

3）对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施；

4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。

5）井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。

6.4防水

1）在采区建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；

2）开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施

7总结与分析

本次“永安煤矿12下山采区可采设计”可以说是毕业设计的前奏，采矿工程课程设计是采矿工程专业全部教学进程中的一个重要环节。

作为对大学生在学校的一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。

在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。

这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。

设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。

在本次设计过程中，我认真学习了《煤炭安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。

采矿工程毕业设计以《实践教学大纲及指导书》为依据，严格按照《安全规程》的要求，运用技术语言，对矿井开拓，准备，及各生产系统进行了初步设计。

由于能力有限，设计中难免有失误之处，敬请审阅老师斧正。

8参考文献

[1]河南理工大学能源学院采矿工程教研室.采矿工程专业实践教学大纲及指导书.焦作：

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