6煤规程.docx
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6煤规程
1地质概况
根据设计要求及实际施工的需要开拓回风大巷，以保证风井与主井的贯通，6#煤变电所及其它开拓巷道的开拓施工。
1.1巷道穿越的煤（岩）层和围岩特征及其柱状图
1.1.1巷道穿越煤层特征
6#煤回风大巷位于石炭系太原组6#煤层，煤层厚度1.02～1.96米，平均厚度为1.66米,煤层倾角为2°～8°，平均为5°，煤层稳定结构较简单。
为稳定可采近水平薄-中厚煤层。
1.1.2煤层顶、底板情况
伪顶缺失。
直接顶为石灰岩，含大量腕足类化石，厚度1.3-4.07m，平均2.9m。
老顶为K3砂质泥岩或细砂、粉砂岩，灰白色，厚6.10～7.36m,平均6.52m。
直接底为K2细砂岩，厚12.54-17.34mm，平均13.43m。
1.1.3煤层综合柱状图
附图1－1：
煤层综合柱状图
1.1.4地面位置
本巷道对应地表位于我矿工业广场内，地形以山沟及其两侧黄土山坡为主，盖山厚度为200－235m。
1.2地质构造及其平、剖面图
本巷道地质构造简单，预计无大的断层出现，对掘进无影响。
1.3掘进工作面周围的采掘情况
本巷道开口于回风立井，自风井6#煤临时煤仓口联络巷交叉点，以90º的方位角沿6#煤层向东掘进与主井贯通。
因6#煤尚未开采，周围无其它已开拓巷道。
1.4掘进工作面周围的预计水文地质条件
该区水文地质为中等型
预计最大涌水量3m3/h，需做好排水设施、设备及排水工作。
1.5掘进工作面周围煤（岩）层预计瓦斯涌出量、煤层发火期、煤尘爆炸性
本矿以往开采4#煤层，瓦斯涌出量不大，据历年的瓦斯等级签定报告为低瓦斯矿井。
由于井田西侧朱家店煤矿为高瓦斯矿井，故要严格通风瓦斯管理。
相对瓦斯涌出量：
不详；
属自燃煤层，发火期：
3－6个月；
煤尘爆炸指数：
不详。
1.6重要地质情况预报及提示
1.6.1顶板淋滴水较大时，注意及时排出迎头积水。
2工程概况
2.1巷道用途
6#煤总回风巷：
6#煤总回风。
2.2巷道平面布置图
附图2－1：
6#煤总回风巷平面布置图
2.3巷道工程量
6#煤总回风巷：
288m。
2.4工程施工安排
施工顺序：
6#煤总回风巷→井底联络巷→主井。
2.5矿压观测
为更好地了解我矿矿压显现及支护形式的合理性，矿压观测使用顶板离层指示仪，安装一个，安在巷道中部。
3巷道断面及支护形式
3.1巷道断面
6#煤总回风巷（井底联络巷）均采用矩形断面。
毛断面：
9.68m2，宽4.4m，掘进高度2.2m；净断面：
8.82m2，净宽4.2m，净高2.1m。
沿6#煤跟顶拉底掘进。
附图3－1：
6#煤总回风巷支护断面图。
3.2永久支护
3.2.1永久支护形式
⑴顶板稳定完整时采用“锚杆＋钢筋钢带（W型钢带）＋金属菱形网＋喷浆”联合支护。
锚杆间排距为1200×1000mm，呈“五·五”排矩形布置。
锚杆长度为1.8m，喷浆厚度1
0㎜。
⑵两帮采用单排端头锚固树脂锚杆加挂金属菱形网后喷浆联合支护；锚杆间距1000mm，锚杆距顶板500mm。
⑶巷道与主井筒的贯通段，支护改为净宽3.5米，腰高1.3米，半圆拱粗料石砌碹；厚度300mm。
支护距离10m。
3.2.2顶锚杆施工
⑴使用端头锚固树脂锚杆。
锚杆规格为∮×L＝16mm×1800mm，其中有效锚固长度1.70－1.75m，外露长度≦50mm，用2个K2455型树脂锚固剂端头锚固。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机，∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚杆孔，孔深1.70－1.75m。
⑶锚杆安装
A、检查锚杆孔深度和锚固剂质量。
B、用锚杆将2个树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将锚杆锚固剂推到位。
C、将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中，利用MQT系列锚杆钻机进行安装，使锚杆机顺时针旋转，随搅随推进，直到将锚杆推到孔底为止。
搅拌时间20秒，搅拌后锚杆钻机要停留10秒后方可放下，防止锚杆固化前位移。
D、5-15分钟后上网和托盘，并用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不低于100N·m，外露长度不大于50mm。
3.2.3铺顶网工艺
在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网，规格L×B＝9.0×1.1m，金属网用10#铁丝编织，长边垂直巷道掘进方向铺设，网短边至巷道两帮垂至底板；两张网之间长边重叠搭接100mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距300mm，排距100mm。
要求菱形网铺设平整、拉紧、贴顶、不留网包。
3.2.4帮锚杆支护
⑴端头锚固树脂锚杆支护
巷道两帮采用单排端头锚固树脂锚杆配铁托盘加挂金属网支护，锚杆规格为∮×L＝16×1800mm，锚固剂为一个K2455型树脂锚固剂，搅拌时间20秒，帮锚杆设计锚固力不低于30KN（80N·m）。
打眼使用ZMS－1.2型煤电钻或YPT－26型高频风钻或ZMS－60型风煤钻、∮28mm钻头，∮28mm长1.8m中空麻花水钻杆，眼深1.70－1.75m，打眼要湿式打眼，且要做好控制眼深的标记。
装锚杆时，使用煤电钻或风煤钻或高频风钻配内丝外六方套搅拌树脂锚固剂，搅拌时间20秒，锚杆安装5-15分钟后必须紧固，并用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不低于80N·m，外露长度不大于50mm。
在煤帮与铁托盘之间铺设金属菱形网，金属菱形网为煤壁垂下的顶网；要求铺设平整，紧贴煤帮，相互拉紧，不留网包。
3.2.5喷射砼
巷道顶帮在挂网、锚固后，进行复喷射砼。
砼厚100mm。
喷射砼选用425#普通硅酸盐水泥，粒径为0.3～2.5mm的中粒河砂，粒径为5～10mm碎石，红星－C型水泥速凝剂。
喷射材料重量配比为：
水泥:
碎石:
河砂＝1:
2:
2，水灰比为0.4～0.5，速凝剂掺入量为水泥用量的3%～5%（喷墙时为3%，喷拱时为5%）。
喷射砼的标号为C20。
3.3临时支护
3.3.1临时支护形式
掘进工作面到永久支护之间，必须使用临时支护，严禁空顶作业。
放炮后，首先进行敲帮问顶打戴帽点柱并初喷砼，初喷砼厚度为30～50mm；然后打注锚杆，锚杆由外向里，从顶板开始向两帮打注支护形式。
点柱采用∮160×2600mm优质红松园木；柱帽规格为600×200×100mm。
3.3.2临时支护、永久支护与工作面关系
⑴顶板完整时，采用1.5m循环进度，复喷砼距迎头的最大距离顶部为3.2m,墙部为25m。
顶部3.2m，墙部25m以外必须全部成巷，水沟距迎头的距离不超过30m。
⑵顶板不完整或压力较大采用1.0m循环进度时，放炮后先初喷砼，初喷砼必须至迎头。
顶锚杆距迎头的距离放炮前不得超过0.2m，放炮后不得超过1.2m；帮锚杆迎头的距离放炮前不得超过0.2m，放炮后不得超过1.2m。
⑶顶板破碎出现局部冒顶或遇断层等地质构造不能采用全锚支护时，另补充专项措施。
3.4支护材料的材质、规格及其它设计参数
支护材料表
表3－1
材料名称
规格
材质
用途
单位用量
点柱
∮160×2200mm
松木
临时支护
2根
柱帽
600×200×100mm
松木
临时支护
2个
金属网
8.0×1.1m
10#铁丝
护顶
8.8m2/m
顶帮锚杆
∮16×L1800mm
A3钢
护顶、帮
7根/m
铁托盘
∮100mm100×100×10mm中孔∮18mm
铸钢或钢板
护帮
7个/m
钢筋钢带
L×B＝4200×50mm
∮14mm圆钢
护顶
1根/m
树脂锚固剂
∮24×L550mm
K2455型
锚固
14卷/m
水泥
425#
喷砼
438kg/m
沙子
0.3-2.5mm
中粒河砂
喷砼
876kg/m
石子
5-10
喷砼
876kg/m
速凝剂
红星-C型
喷砼
16kg/m
4掘进方式
4.1施工工序：
炮掘→临时支护（打点柱、初喷）→出渣→炮掘→临时支护（打点柱、初喷）→出渣→永久支护→复喷。
4.2作业方式
巷道：
采用钻爆法炮掘，“三·八”制作业方式，作业循环为“两掘、两初喷、一锚固、一复喷”的循环作业方式，即每个班：
掘进两次、初喷两次、打注锚杆一次、复喷一次；每个班一个大循环（两个小循环），进度3.0m。
一个圆班、三个大循环，进度9.0m。
本巷道沿6#煤层顶板掘进，拉底保证巷道高度，巷道为半煤岩巷。
施工中可组织如下平行作业：
⑴交接班、安全质量检查与打眼准备可平行作业。
⑵打眼与拌料、加工引药可平行作业。
⑶装药与掩护工具、设备可平行作业。
⑷扒迎头碴与出碴可平行作业。
⑸拌料与喷砼可平行作业。
⑹打眼与砌筑水沟可平行作业。
4.3煤岩爆破：
4.3.1打眼
打眼采用ZMS－1.2型手持式电煤钻钻孔，眼位严格按照炮眼布置图进行。
并根据煤层实际爆破效果，由技术员进行炮眼和爆破参数的修正。
附图4－1：
6#煤总回风巷炮眼布置图
4.3.2爆破
炸药使用煤矿许用3#抗水硝铵炸药，药卷直径∮35mm，雷管使用Ⅰ－Ⅴ段毫秒延期电雷管，起爆利用发爆器。
4.3.3爆破参数的确定
（1）炮眼深度的确定
根据“一掘一初喷”循环作业制，循环进度为1.5m，炮眼深度为1.7m，炮眼直径为∮42mm。
（2）爆破参数表：
附：
爆破参数表4－2
（3）爆破法：
采用掏槽眼→周边眼→底眼；一次装药一次起爆分段爆破。
（4）装药结构：
采用正向连续装药，水泡泥封口。
4.3.4封眼、联线工作
封眼采用黄土水泡泥封堵，封泥长度不得小于0.5米。
联线采用大串联一次起爆分段爆破。
起爆使用MFB-50发炮器起爆。
装药、联线工作的质量将直接影响爆破效果和作业人员的安全，所以放炮员必须认真做好这项工作，严格按照放炮操作规程作业。
4.3.5钻眼爆破工作
巷道为提高进度，可同时使用2-3台煤电钻进行打眼作业。
为确保打眼质量和爆破效果，由专职打眼工进行打眼，并设专职放炮员。
打眼实行定人、定机、定眼、包钻质量的管理方式，钻工打眼要熟练掌握钻眼技术，严格按照炮眼布置图规定作业，钻工打眼过程中，要时刻注意周围的相互关系，保证安全作业，打完一个眼后要用楔子堵好。
5运输方式及运输管理
5.1煤（矸）的装、转、运方式
30型刮板机30型刮板机
工作面──────→6#煤总回风巷─────→6#煤临时煤仓
箕斗
───→风井────→地面。
5.2材料、设备的运输方式
材料、设备经地面装入箕斗运至6#煤层，再平车运输。
运输路线为：
人工箕斗平车
地面───→风井──→井底联络巷───→10#煤总回风巷
平车
──→工作面料场。
5.3运输管理规定及措施
5.3.1巷道运输必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，运输前在坡上、下及能够进入运输范围内的各个通道口设好专人警戒，警戒人员必须站在躲避硐内或横贯内等安全地点，避开跑车后可能波及的范围及绞车钢丝绳波及范围。
5.3.2挂车数量严格执行绞车操作牌板的规定，严禁超挂车辆和放飞车。
5.3.3正确使用“一坡三挡”设施和保险绳，“一坡三挡”设施只有车辆通过时方可打开，其余时间必须处于关闭状态。
5.3.4信号规定
绞车信号：
一声停、二声拉、三声放、四声慢拉、五声慢放，乱铃为故障。
5.3.5人员出入井路线
入井：
地面→风井→井底联络巷→6#煤总回风巷→工作面。
出井：
沿入井路线返回。
6通风管理
6.1通风风量计算及局部通风系统（贯通前）
6.1.1按瓦斯涌出量计算
qCH40.847×1.6
Q掘＝────×KCH4＝────＝136m3/min
C1％
式中：
Q掘──掘进工作面所需风量m3/min
qCH4掘进工作面回风风流中瓦斯绝对涌出量m3/min
qCH4＝（巷道毛断面×煤容重×班进尺×瓦斯相对涌出量）/（8×60）＝（9.68×1.4×3×10）/（8×60）＝0.847m3/min
C──工作面回风流中允许的瓦斯浓度1％
KCH4──瓦斯涌出不均衡系数，取1.6
6.1.2按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘＝4N＝4×20＝80m3/min
式中：
N──掘进工作面同时工作的最多人数（20人）
6.1.3按最大断面巷道最低风速计算
Q掘＝60×0.25×S＝60×0.25×9.36＝140m3/min
式中：
S──联络巷断面积9.36m2
通过以上计算，在贯通前工作面配风量选取140m3/min.
6.1.4计算局部通风机的吸入风量
Q局＝Q掘/（1－Le100×L/100）＝140/〔1－0.1×500/100〕＝280m3/min
6.1.5选择局部通风机
根据以上计算，局部通风机的需要吸入风量为280m3/min，对照我矿现用局部通风机，选择JBT－52型28KW轴流式局部通风机，该风机的吸入风量为220－280m3/min。
采用∮500mm双反边胶质风筒，压入式供风，风机位置定于地面距风井口10m以外的地方。
6.1.6按风速进行验算
V＝Q掘/（S×60）＝140/（8.82×60）＝0.26m/s
0.25m/s符合《煤矿安全规程》的要求。
6.1.8风筒出风口到工作面的距离
L压≤L射＝4
＝12m，取5m
式中：
L压──出风口到工作面的距离m
L射──风流的有效射程m
S──巷道的最小净断面9.0m2
因此规定风筒出风口到工作面的最大距离不超过5m。
6.1.9局部通风系统
进风风流：
地面→风井→井底联络巷→6#煤总回风巷→工作面。
回风风流：
工作面→6#煤总回风巷→6#井底联络巷→风井→地面。
附图6－1：
6#煤总回风巷通风系统及设施图
6.2局扇及风筒安装
6.2.1局扇安装在地面，直送工作面，局扇安装有风电，瓦斯电闭锁装置，并不得随意停风、停电。
6.2.2风筒口距工作面的距离不得大于5米，风筒要吊挂平直，无破损,接口要按规定严密不漏风，保证工作面风量符合要求。
6.3通风安全监测、监控仪器、仪表布置
附图6－1：
6#煤总回风巷通风系统及设施图
6.4综合防尘、灭尘设施布置及措施
附图6－1：
6#煤总回风巷通风系统及设施图
6.4.1在掘进工作面安装水幕，水幕距工作面不大于50m，作业时，必须打开水幕降尘。
巷道距回风口50m也必须安装水幕。
6.4.4工作人员要做好个体防护，佩戴防尘口罩。
6.4.5坚持湿式打眼，无水不准开钻。
6.4.6工作面30m范围内巷道每班冲洗一次，30m以外每周冲洗一次。
6.4.7巷道内每隔50m设一洒水三通阀门，供水管路安在人行道侧。
6.4.8所有除尘设施，每班由跟班工长、瓦检员维护，每天由技术员、值班队干负责督促检查，坚持正常使用。
6.5通风管理规定及措施
6.5.1坚持使用双风机、双电源自动切换装置，并确保灵敏可靠。
6.5.2任何人不得私自停开风机和拆除、损坏风筒，所有职工要爱护防尘、灭尘、安全监测监控仪器、仪表等各种通风设施，并正常使用。
6.5.3工作面停风时，所有人员应迅速撤出到有新鲜风流的地点，等到恢复正常通风，经瓦检员检测同意后，人员方可进入工作面。
6.5.4电器系统必须做到风电、瓦斯电闭锁，工作面5m范围内设一瓦斯探头T1，在回风口10－15m处设一个瓦斯探头T2，瓦斯探头应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距两侧帮不小于200mm。
报警瓦斯浓度T1、T2≥1％，断电瓦斯浓度T1≥1.5％，T2≥1％，复电瓦斯浓度T1、T2<1％。
6.5.5必须加强通风和瓦斯管理，保证工作面有足够的风量，并配备专职瓦检员。
6.5.6在施工过程中发现有瓦斯突出、喷出或浓度增大等异常现象，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，及时汇报调度，在未得到许可之前，严禁进入工作面。
6.5.7如工作面发生冒顶时，构顶前必须先检测冒落区域的瓦斯浓度，若瓦斯超限时，必须在通风部门人员的组织下先排瓦斯，否则不准进行构顶工作。
6.5.8严禁在各种盲巷和密闭附近停留。
6.5.9距工作面60－200m设一组隔爆水袋，并随工作面掘进前移。
6.5.10矿管理人员、班长、电钳工、爆破工下井时必须携带便携式甲烷检测仪，并按要求检测瓦斯浓度。
6.5.11贯通前根据具体情况另补措施，贯通后通风系统及通风设施的规格数量、安设位置按矿编制的专项措施执行。
7机电管理
7.1设备配备及在施工巷道中的布置
附表7－1设备配备表
设备配备表
表7－1
序号
设备工具名称
型号
单位
数量
备注
1
刮板运输机
30型
部
1
运煤
2
综保
ZXZB-2.5
台
1
照明信号用
3
综保
BZZ-4
台
1
煤电钻用
4
调度绞车
DJ-25
台
2
运料
5
磁力启动器
BQD-80
台
5
6
煤电钻
ZMS-1.2
台
2
7
风煤钻
ZMS-60
台
2
8
YTP-26
台
2
9
局部通风机
JBT-28
台
2
10
激光指向仪
BIJ-Ⅱ
台
1
11
风泵
台
2
12
风镐
台
2
13
锚杆钻机
MQT-501
台
2
14
空压机
台
1
15
局部通风机
JBT-52型28KW
台
2
备用一台
7.2供电系统
由地面变电所直接提供。
7.3供排水、压风系统
7.3.1供水系统
2″管2″管2″管2″管
地面──→风井──→6#井底联络巷──→6#煤总回风巷──→工作面。
7.3.2排水系统
水沟水沟2″管2″管
工作面─→6#煤总回风巷──→6#井底联络巷──→风井──→地面。
7.3.3供压风系统
2″管2″管2″管
地面压风机──→风井──→6#井底联络巷──→6#煤总回风巷─
2″管
─→工作面。
7.4机电管理与措施
7.4.1电工必须经过培训并持证上岗。
接线、拆线、检修及处理电气设备故障时，必须在上一级开关停电，并把开关打到零位闭锁，悬挂“有人工作，不准送电”的警示牌，并安排有责任心的人员专人看管，防止误送电；停送电作业由电工本人进行，实行“谁作业，谁停电，谁送电”原则，严禁约时送电。
警戒人员由电工本人安排，本人撤除。
7.4.2巷道内一切设备都必须完好防爆，所有下井的电气设备由机电科进行防爆整定、检查、验收，严禁带电检修、移动电气设备，严禁明火作业。
7.4.3供电要严格按照《煤矿安全规程》第448－452条规定执行，必须做到三无、四有、两齐、三全、三坚持，三大保护灵敏可靠，接地极合格。
7.4.4各种管线按规定吊挂整齐，供风管、供水管必须用两股10#以上铁丝吊挂，每根管吊挂两处，吊挂时风管在上，水管在下，间距300mm，水管距底板不小于1.0m。
供风管、供水管铺设2寸管，电缆必须按机电专业要求吊挂。
7.4.5所有开关必须上架。
7.4.6各种设备定期清洁，注油润滑，建立健全机电管理所要求的各项制度和记录。
7.4.7检修机电设备前，必须先检测被检电器周围20m范围内的瓦斯浓度，瓦斯浓度大于1％时，严禁进行检修工作。
7.4.8一切容易碰到的、裸露的电气设备及其所带动的机器外露的转动和传动部分（如靠背轮、链轮、齿轮等）都必须加装防护罩或防护栏，防止碰触发生危险。
7.4.9电缆选用要符合2001版《煤矿安全规程》第467－472条规定。
7.4.10所有机电设备的操作使用、检修、维护、故障排除、拆卸运输、安装调试，必须按照各自厂家的《操作使用说明书》进行。
7.4.11检修开关等电气设备前必须验电、放电。
7.4.12加强机电设备的维护和保养，保证其处于良好状态。
7.4.13供风管、供水管、排水管在开口处和工作面设闸阀。
8劳动组织
8.1劳动组织表
附表8－1劳动组织表
人数工种
班次
打
眼
工
放
炮
工
运
输
工
清
煤
工
喷
砼
工
工
长
瓦
检
员
合
计
甲班
3
1
1
3
1
1
1
11
乙班
3
1
1
3
1
1
1
11
丙班
3
1
1
3
1
1
1
11
小计
9
3
3
9
3
3
3
33
备注
全队在册人数38人，其中队干2人，材料员1人，采用“三•八”制作业，出勤率为85％。
8.2循环图表
附表8－2：
正规循环作业图表
8.3主要技术经济指标表
见表8－3技术经济指标表
表8－3技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
掘进工程量
m
250
12
炸药消耗量
Kg/m
8.0
2
巷道毛断面
m2
9.68
13
雷管消耗量
个/m
17.33
3
巷道净断面
m2
8.82
14
药卷消耗量
个/m
14
4
循环进尺
m
1.5
15
钢带消耗量
个/m
1
5
日循环数
个/日
6
16
金属网消耗量
m2/m
8.8
6
日进尺
m
9.0
17
帮锚杆消耗量
套/m
2
7
帮锚杆间距
m
1.0
28
顶锚杆消耗量
套/m
5
8
顶锚杆间排距
m
1.2×1.0
29
混凝土消耗
m3/m
1.0
9
循环率
％
85
20
循环出煤量
吨
20.33
10
出勤率
％
85
21
每米出煤量
吨
13.55
11
工效
m/工
0.28
22
直接成本
元/m
9煤质管理措施
9.1煤矸分装分运，矸石杂物要拣出，不能进入煤中。
遇到地质构造矸石较多时，可在施工巷道内适当位置施工矸石硐，将大块矸石拣出放入矸石硐内。
9.2及时进行支护，防止顶板冒落，尽量减少矸石来源。
9.3炮掘时，不能破顶。
10安全技术措施
10.1分工艺安全技术措施
10.1.1工程质量要求：
⑴巷道净宽：
巷道中线至任何一邦的偏差距离不得超过±100㎜，腰线至顶、底板距离允许偏差±100㎜。
⑵锚杆安装牢固，托板基本密贴壁面，不松动。
间距、排距各为1200×1000㎜，允许偏差±100㎜。
⑶锚索托板以外露长度不大于50㎜。
⑷喷射砼混凝土1m3，配合比水泥（425#）438kg，中砂0.82m3，碎石0.75m3，速凝剂13kg，水0.53m3。
⑸壁面要平整，无漏喷，凸凹部分不超±50㎜。
⑹文明施工：
巷道要保持清洁，无浮矸、浮煤、浮碴，所用设施、设备存放要规范。
⑺严格按标定的中线、腰线施工。
中线、腰线在距工作面30m范围内由施工队负责延续30m，30m以外由技术科仪器标定。
10.1.2支护
⑴放炮后必须先敲邦问顶，设好临时支护后再进行其它作业。
⑵敲帮问顶措施：
A、必须坚持敲帮问顶制度，特别是在交接班、临时支护、永久支护、检修设备等各道工序，开工前和顶板破碎过地质构造时，都要进行敲帮问顶，及时找掉危岩、活石。
B、找顶工作应由两名有
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