6回风巷底板瓦斯抽放巷规程.docx
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6回风巷底板瓦斯抽放巷规程
林华煤矿工程开（复）工报告单
编号：
2012-03
工程名称
20916回风巷底板瓦斯抽放巷
工程地点
二采区
工程用途
20916回风巷底板瓦斯抽放巷道
开（复）工日期
2012．3
工程量
7317.82m3
施工单位
综掘二工区
开（复）工主要安全技术措施
详见20916回风巷底板瓦斯抽放巷掘进作业规程
施工单位负责人
意见：
安全部
意见：
通防部
意见：
生产技术部
意见：
总工程师
意见：
贵州林华矿业有限公司掘进工作面
作业规程
措施编号：
（掘）LHG—2012—3
工作面名称：
20916回风巷底板瓦斯抽放巷
编制人：
施工单位负责人：
总工程师：
总经理：
批准日期：
年月日
执行日期：
年月日
贵州林华矿业有限公司规程会审意见书
施工单位
综掘二工区
会审时间
年月日
规程名称
20916回风巷底板瓦斯抽放巷掘进作业规程
参审单位
签名
会审意见
生产技术部
通防部
机电
调度室
救护队
安环部
施工单位技术负责人
施工单位负责人
生产技术部技术负责人
机电副经理
安全副经理
生产副经理
公司总工程师批示意见
目录
第一章概况-1-
第二章地面相对位置及地质情况-3-
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况-3-
第二节煤（岩）层赋存特征-4-
第三节地质构造-4-
第四节水文地质-5-
第三章巷道布置及支护说明-6-
第一节巷道布置-6-
第二节矿压观测-6-
第三节支护设计-6-
第四章施工工艺-9-
第一节施工方法-9-
第二节凿岩方法-10-
第三节爆破作业-10-
第四节装载与运输-11-
第五节管线敷设-12-
第六节设备及工具配备-12-
第五章生产系统-14-
第一节通风-14-
第二节压风-15-
第三节瓦斯防治-16-
第四节综合防尘-16-
第五节防灭火-17-
第六节安全监控-17-
第七节供电-18-
第八节排水-18-
第九节照明、通信和信号-18-
第六章劳动组织及主要技术经济指标-19-
第一节劳动组织-19-
第二节作业循环-19-
第七章安全技术措施-21-
第一节一通三防-21-
第二节顶板-24-
第三节爆破-24-
第四节防治水-28-
第五节机电-28-
第六节运输-31-
第七节其它-32-
第八章灾害应急措施及避灾路线-34-
第一章概况
第一节概述
一、巷道概述
20916回风巷底板瓦斯抽放巷位于林华煤矿井田二采区，属于开拓巷道，主要承担着20916采煤工作面回风巷的底板瓦斯抽放工作，与二采区轨道上山相连接。
相邻巷道二采区轨道上山，二采区回风上山；北面为二采区运输上山，详见《20916回风巷底板瓦斯抽放巷设计系统图》。
二、巷道技术参数
1、20916回风巷底板瓦斯抽放巷设计长度为697.6m。
2、巷道断面形状：
采用拱形断面。
3、掘进断面：
面积公式S=（0.5×3.14×1.8×1.8）+（3.6×1.5）=10.49m2。
4、掘进工程量：
7317.82m3。
5、掘进坡度：
开口56m按-15º18′坡度向下山掘进，掘至56m后以3‰坡度掘进。
6、巷道支护：
采用锚网喷+锚索联合支护。
附：
巷道相邻关系及巷道平面布置图。
第二节编写依据
一、编制依据
1、《20916回风巷底板瓦斯抽放巷设计系统图》
2、《煤矿安全规程》2011年版；
3、《防治煤与瓦斯突出规定》（总局令第19号）；
4、爆破安全规程GB2-6722-2003；
5、《煤矿防治水规定》（总局令第28号）；
6、《煤矿安全监控系统及仪器使用规范》（AQ1029-2007）；
7、煤矿相关法律、法规及相关规程、规范、AQ标准与安全生产文件。
二、其它说明
1、巷道在掘进过程中，本作业规程未尽事宜请遵照《煤矿安全规程》及有关规定执行；
2、巷道在掘进的同时应加强地质资料收集，加强技术培训和管理工作，积累生产和管理经验；
3、巷道在掘进时必须根据实际情况编制相应的防突安全技术措施及相关的安全技术措施；
4、在施工过程中如遇到地质构造等情况时，应编制相应的补充安全措施。
5、应注意探放水工作，按照“预测预报、逢掘必探、先探后掘、先治后采”的矿井防治水十六字方针，做好防治水工作。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
地表最高标高为+1308m，最低标高为+1190m；地面主要以丘陵和山地为主，有少量的水田和零星住户，在大槽带地面发育落水洞较多，河流从上部穿过。
井上下对照关系表表1
水平名称
+800m
采区名称
二采区
地面标高（m）
+1308
井下标高（m）
+796.3
地面的相对位置
标高为1339m
井下相对位置对掘进巷道的影响
在掘进过程中可能会相遇到一些小的断层（加强支护）
邻近采区、煤层、巷道对掘进巷道的影响
本巷道无邻近采区，在掘进过程中严格控制层位。
1、该巷道与轨道上山相连接，详见《20916回风巷底板瓦斯抽放巷设计系统图》。
2、影响因素：
该巷道布置在9#煤层底板，9#煤层属煤与瓦斯突出煤层，瓦斯压力1.5MPa,平均相对瓦斯含量为20.1m3/t。
3、煤尘爆炸：
9#煤层无煤尘爆炸性危险。
4、断层：
根据相邻二采区轨道上山和二采区回风上山实际揭露情况看，本掘进区域内构造相对简单，无大于1.0m的断层。
预计将有隐伏小的断裂构造，煤层顶板局部裂隙发育，伪顶易脱落。
（断层情况见下表）
根据井田勘探报告，位于16勘探线上0～2号钻孔4号煤层顶板重复，推断F0～2断层隐伏构造切割煤系地层，为逆断层，落差为11m。
断层情况表2
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差（m）
对掘进影响程度
F轨-5
335
245
55
正
0.5
有一定影响
F轨-6
329
239
70
正
0.4
有一定影响
F轨-7
340
250
60
正
1.0
有一定影响
F0-2
隐伏
构造
隐伏
构造
隐伏构造
逆
11
掘进时遇此断层应及时编写相应措施方可施工
5、水文地质：
9号煤层上距长兴灰岩含水层平均厚度52.9m，其冒裂带发育高度为50.7m，正常情况下上覆灰岩含水层对开采9号煤层构成的威胁较小，不具备发生大的透水事故的水源条件，可正常安全掘进，但必须加强探放水工作。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、巷道顶板、底板情况
根据《地质勘查报告》，9#煤层顶底板特征为：
顶板：
直接顶板为粉砂质泥岩，往上为粉砂岩或细砂岩，含植物化石。
底板：
直接底板为泥质粉砂岩，局部为粉砂质泥岩、粉砂岩，往下为标三（B3）——灰岩夹泥质粉砂岩或粉砂岩组合。
详见《地质综合柱状图》。
二、瓦斯、煤尘及自然发火情况
1、瓦斯：
林华矿井属于煤与瓦斯突出矿井，井田内煤层瓦斯含量平均为16.38ml/g.r，掘进过程中必须严格执行掘进工作面防突措施。
2、煤尘：
根据煤炭科学研究总院重庆分院2004年5月对5号煤层、9号煤层进行取样鉴定，5号煤层和9号煤层无煤尘爆炸性危险。
3、自燃发火：
根据《贵州省金沙县林华井田煤炭勘探地质报告》，4号、5号、9号煤层自燃倾向为Ⅲ类：
属不易自燃煤层。
4、煤和瓦斯突出：
9#煤层为煤与瓦斯突出煤层
煤层顶底板情况表表3
顶底板名称
岩层名称
硬度（f）
厚度（m）
岩性特征
顶板
老顶
石灰岩
＜6
20～35
坚硬而难垮落的岩层
直接顶
粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩
＜6
6～12
具有一定的稳定性
伪顶
泥岩、炭质泥岩
＜6
0.5以下
极不稳定岩层
底板
直接底
炭质泥岩、灰岩、泥质粉砂岩
＜6
0～5.5
薄层状
老底
泥岩
＜6
0.8～9.8
坚硬
第三节地质构造
1、根据相邻二采区轨道上山和二采区回风上山实际揭露情况看，本掘进区域内构造相对简单，无大于1.0m的断层。
预计将有隐伏小的断裂构造，煤层顶板局部裂隙发育，伪顶易脱落。
2、根据井田勘探报告，位于16勘探线上0～2号钻孔4号煤层顶板重复，推断F0～2断层隐伏构造切割煤系地层，为逆断层，落差为11m。
第四节水文地质
9#煤层的水文地质条件简单，根据二采区轨道上山掘进情况，预计20916回风巷底板瓦斯抽放巷在掘进过程中将出现滴、淋水现象。
最大涌水量0.30m3/min，正常涌水量0.10m3/min。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、该巷道布置在二采区轨道上山七联络巷往下145m处,开口坐标为X=3034249.892，y=35612824.951，Z=850.007，沿9#煤层底板掘进距9#煤层9.9m。
巷道掘进断面为10.49m2，设计长度697.6m，掘进工程量为7317.82m3。
2、巷道开口首先由测量组对巷道开口点进行放线，标明确切位置，方可进行施工。
开口前必须对附近巷道，开口点进行加强支护，把所要用的工具准备好，风水管路提前接到位。
3、巷道在掘进过程中，由于是沿9#煤层底板掘进，巷道在掘进过程中严格按照测量组所给的中腰线（中线激光指向方向）掘进。
巷道在施工过程中遇到地质构造等地质情况时必须编制相应的补充安全技术措施。
第二节矿压观测
1、观测对象：
巷道顶板
2、观测内容：
巷道顶板离层量，底板相对移近量，两帮相对移近量，锚杆、锚索的载荷及锚固力。
3、数据处理：
锚杆锚固力检测、顶板离层监测、巷道表面位移观测的统计和分析等。
第三节支护设计
一、根据本设计要求，选择断面及支护设计如下：
1、二采区轨道上山设计长度为697.6m。
2、巷道断面形状：
采用拱形断面。
3、巷道支护：
锚网喷+锚索联合支护。
附：
巷道支护断面图。
第四节支护工艺
一、施工方法
根据巷道的大小和断面，选择一次成巷的施工方法。
二、作业方式
采取“三.八”工作制作业方式。
1、巷道支护要求
（1）临时支护
工作面采用带帽点柱进行临时支护，工作面严禁空顶作业。
（2）永久支护
采用锚网喷+锚索支护。
巷道顶板采用ø20mm×2200mm左旋螺纹钢锚杆进行支护，锚杆间排距为800mm×800mm，设计锚杆每眼用4支锚固剂，锚固剂型号为MSCK2335剂锚固，规格为ø23mm×350mm。
锚索设计长：
7500mm，间排距均为：
1600mm×3200mm，设计锚索每眼用6支锚固剂。
2、支护工艺
（1）锚网喷支护施工工艺
支护方式：
打锚杆、挂网、喷浆联合支护。
施工顺序：
安全检查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→打眼、装药、放炮→敲帮问顶→临时支护→出货→锚网喷支护→收尾整理工程质量（喷射混凝土设计强度为C20，喷厚为100mm）。
工艺参数：
a.工作风压:
喷浆机的工作风压一般需要满足喷嘴处的压力在0.1MPa左右。
喷浆机压力表上的工作风压可参照下面确定：
空载压力=0.001×输料管长度MPa
工作压力=0.1+0.001×输料管长度MPa
在喷射过程中，喷浆机司机应与喷射手密切配合，根据实际情况及时调整风压。
b.水压：
水压一般比风压大0.1MPa左右为宜。
c.配合比：
水泥：
砂：
水=1：
1.91：
0.59，速凝剂掺加量：
4%；水灰比在0.4～0.5时，平整度、粘结性较好，石子分布均匀，强度高，与帮面粘结强，回弹、粉尘小。
d.一次喷射厚度：
一次喷射厚度一般不小于骨料最大粒径的两倍，以减少回弹率；一次喷射厚度过大，将出现喷层下坠，流淌或与帮面之间出现空壳；喷射太薄。
骨料易于回弹。
e.分层间隔时间：
两次喷射最小间隔时间在常温（15～20℃）掺速凝剂或用速凝水泥时，15～20min。
喷射混凝土设计厚度大于一次喷射层厚度时，进行分层喷射。
f.喷射完砼后，每8h洒水养护一次，每天养护三次，共养护7天，严防砼发白被烧坏。
（2）安装锚杆：
打眼：
采用风动锚杆机打眼，孔深总长2200mm。
先采用1200mm长钻杆，φ27mm钻头打1200mm深的眼，然后采用长度为2200mm的钻杆打眼，铺设钢筋网，连网，并用扎丝拧紧。
装入锚固剂：
穿过钢筋网向锚杆孔装入MSCK2335剂锚固，用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
搅拌锚固剂：
用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺母连接起来，然后升起钻机推进锚杆，当钻机升到锚杆接触顶板岩面时，停止升钻机，搅拌20～30s后停机。
等60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动剪断定位销，托盘快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预紧力，钻机输出扭矩≥120Nm。
最后，在掘进迎头采用人工加扭的方式将扭矩增加至150Nm以上。
3、锚杆支护技术要求
（1）托盘压紧岩面，锚杆抗拔力大于5t。
（2）巷道表面基本平整密实，墙基无明显外凸。
（3）锚杆孔深度0～+5㎜，间排距±100mm，露出托板≤50㎜，喷浆后外露为0。
（4）锚索孔深度±200㎜，间排距±150mm，外露长度≤350mm。
（5）锚杆角度，锚杆方向与井巷轮廓线（或岩层层理）角度≤15°、锚索≤3°。
（6）锚杆与岩面或巷道轮廓垂直，不得小于75°；托盘必须紧贴岩面。
（7）锚杆必须做拉力试验，锚固力不小于5T。
以上5项中，合格品为70%及其以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用，优良品为90%及其以上实测值在允许偏差范围内，其余不影响安全使用。
（8）锚杆、锚索支护应紧跟迎头。
（9）经常巡查巷道顶板情况，发现断锚断索的要及时补打。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、巷道开口施工方法
20916回风巷底板瓦斯抽放巷为岩石巷道，巷道开口采用放小炮、小断面掘进，然后根据设计要求扩刷成巷。
开口处采用人工装矸经轨道上山运出工作面。
出矸时要注意安全，根据现场实际情况，掘进过程中采用带帽点柱进行临时支护，防止顶板掉碴伤人，扩刷成巷后立即进行永久性支护。
二、特殊条件下的施工方法
1、U型钢支护方式
使用架设U29型钢（可缩性）支架进行支护，支架和配件的原材料和配件的加工规格、尺寸和质量必须符合设计要求；支架架设时必须垂直，不得前倾后仰；支架的配件齐全，配件的安装质量必须符合设计要求；支架间距：
800mm/架，其误差范围为-50mm～+50mm。
为了防止支架受压下沉，每根支架柱脚铺设预制砼块做基础。
支架必须有一定的迎山角，巷道一般每6～8°，迎山1°；下扎角为80°，其误差不超过±2°，架设的新棚，不得有另肩、吊斜、退山现象。
2、支护参数如下：
（1）支架型号：
U29可缩性拱架；
（2）支架间距：
800mm×800mm/架；
（3）支架角度：
89°。
（4）U型钢的端面应和纵向中心线相垂直，端面的垂直度偏差不得大于2mm。
（5）卡缆是标准件，要求螺栓φ＝27mm，钢板σ＝18mm。
（6）支架的梁腿的全长扭曲不得大于5mm，型钢槽口张开量不得大于4mm。
（7）梁的两端及腿的弧线端头直线段长度不得大于80mm。
3、施工方法
（1）架设U29型钢进行支护时，架设前先检查顶板情况，确认安全后方可施工。
（2）支架架设顺序为：
采取从下往上，逐架进行施工，每施工完一架要及时进行回填。
回填材料采用大片石或袋装矸石，全部回填密实，不得有空洞；接顶，巷道顶部局部超高处采用枕木，架设木垛接顶，严格做到“背帮接顶”。
（3）全部架设完毕后，一次性将巷道墙部喷射砼，封闭拱架柱脚。
4、施工顺序如下：
清理巷道两侧基础→铺设支架基础砼预制块→架设支架的两个柱脚→架设支架顶梁→安装卡缆将支架固定好→安装两支架之间的连接杆→采用大片石或袋装矸石回填密实、接顶→搞好文明施工→继续往前支护→喷射砼。
第二节凿岩方法
一、掘进施工方式
1、施工工序安排：
安全检查、接风水管路、打眼、装药、放炮、临时支护、出矸、永久支护。
2、工艺流程：
先施工巷道（掘进永久支护），后施工巷道水沟，最后铺设轨道。
二、钻爆、扒装、运输方式
1、采用风钻进行打眼，放炮。
2、采用耙斗机出矸、装运。
3、巷顶及时进行支护，顶部支护紧跟迎头。
采用MYZ-130型液压锚杆机安装锚杆和施工锚索钻孔，MYZ-130型液压锚杆机和锚索拉紧装置安装锚索。
帮部锚网支护紧跟其后，特别破碎地段采取相应的加强支护方式，如：
架设金属支护、超前管棚支护、砌碹等。
第三节爆破作业
一、采用光面爆破。
1、打眼：
采用风动凿岩机打眼，必须采用湿式钻眼。
2、爆破：
选用煤矿许用三级乳化炸药和毫秒延期电雷管进行爆破。
最后一段雷管总延期时间不超过130毫秒。
3、打眼爆破必须严格按光爆锚网工艺要求执行。
4、爆破工艺流程：
做引药→清扫炮眼→检查瓦斯→装药→封泥→连线（爆破母线）→检查瓦斯→警戒→爆破→爆破后检查瓦斯、顶板→临时支护→出矸→永久支护。
5、装药联线：
采用正向装药，正向起爆。
联线方式：
大串联。
6、炮眼数目的估算：
巷道支护方式锚网喷+锚索联合支护岩石坚硬系数<6
由经验公式：
N=qsηm/ap
N=1.68×10.49×0.90×0.2/（0.32×0.2）=50个
式中：
q：
单位炸药消耗量，根据《定额》及类似工程确定，取1.68kg/m3
s：
巷道开挖断面积为10.49m2
η：
炮眼利用率，斜井取0.8，平巷取0.9
m：
药包长度，取0.2m
a：
装药系数，取0.32
p：
每条药卷的重量，0.2kg/条
7、起爆电阻计算：
R线=ρL/S=0.189×200m/0.75=50.4（Ω）
R=R线+nR雷管=50.4+52×6=362.4（Ω）
式中：
R：
总电阻
R线：
放炮线电阻
R雷管：
雷管电阻
n：
炮眼个数
ρ：
放炮线电阻系数
L：
放炮线长度
S：
放炮线横断面积
选用MFd-100型发爆器起爆，根据MFd-100型发爆器的技术参数：
允许最大负载电阻为610Ω、引爆能力为100发，因为放炮总电阻R=362.4（Ω）＜610（Ω），故采用MFd-100型发爆器可满足要求。
附：
20916回风巷底板瓦斯抽放巷炮眼布置图、装药结构示意图。
二、巷道质量要求
1、巷道形状：
拱形断面。
2、巷道断面尺寸：
（0.5×3.14×1.8×1.8）+（3.6×1.5）=10.49m2。
（1）巷道净宽：
3.4m，中线至任一帮距离误差：
-50～+150mm。
（2）巷道净高：
3.2m腰线至顶、底板距离误差：
-30～+150mm。
第四节装载与运输
1、工作面采用耙斗机装载，巷道掘进5m以后，开始安铺轨道，安装耙斗机，随着巷道掘进往前移，机尾必须采用压柱压死，防止工作时被拉倒。
2、安装时首先把轨道铺好、先安装好机尾、固定牢固后安装绞车、拉绳，最后接耙斗，打拉链。
3、运输方式
（1）掘进矸石运输：
工作面（耙斗机）→装矿车→二采区轨道上山（皮带运输机）→六联络巷（刮板运输机）→运输上山（皮带运输机）→西胶带大巷（皮带运输机）→一采区井底煤仓→主斜井（皮带运输机）→地面煤仓。
（2）材料运输：
二采区地面（矿车）→副斜井（矿车）→南运输大巷（电机车）→二采区轨道上山（矿车）→20916回风巷底板瓦斯抽放巷→工作面。
附：
20916回风巷底板瓦斯抽放巷运输系统示意图
第五节管线敷设
1、风筒吊挂：
吊挂必须平直，缝环必挂，要经常冲洗，顺着巷道左帮吊挂。
吊挂位置为起拱线以上，高度在1.5m左右。
2、风、水管路吊挂：
风、水管路吊挂在风筒的同侧，距离巷道底板400mm的位置，每根管路之间的距离不得小于50mm，吊挂必须平直。
有接头的地方必须进行吊挂，并且用铁丝将其吊挂在帮上，吊挂的铁丝必须双股，在特别部位要用钢丝吊挂，保证能将管道吊挂住吊挂必须平直。
3、电缆吊挂：
顺着巷道右帮吊挂，不得与风筒、风、水管路吊挂在同一侧，吊挂位置为起拱线以上，高度在1.5m左，右吊挂必须平直。
电缆上方不得有其它管路，电缆吊挂采用专用的电缆吊挂钩，按照电缆的供电等级从上往下布置，吊挂顺序从小到大开始，吊挂距离已标准的电缆钩为准。
以上管线吊挂符合安全质量标准化的要求。
第六节设备及工具配备
20916回风巷底板瓦斯抽放巷工作面主要设备：
2×45KW风机两台，耙斗机一台，三台风钻锚索机、一台液压锚杆机、绞车、喷浆机、一台MZ-2.2/127型煤电钻，耙斗机一台、三台气腿式凿岩机和风水管路等工作面主要设备。
局部通风机采用双风机双电源供电，并能自动切换电源。
设备及工具配备表表4
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
绞车
25kw
台
1
2
喷浆机
JP
台
1
3
风钻
28型
台
1
5
锚索机
MSJ-120
台
1
6
液压锚杆机
MYZ-130
台
1
7
电钻
MZ-2.2/127
台
1
8
控制开关
QBZ-80
台
4
9
控制开关
QBZ-200
台
1
10
控制开关
KBZ-200
台
1
11
馈电开关
KBZ-400
台
1
12
综保
BBZ-6.0
台
1
13
局部通风机
2×45KW
台
2
14
锚杆钻机
MQT-120/2.3
台
1
15
激光指向仪
JGZXY
台
1
16
（设备名称可以根据实际情况增减）
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
工作面采用压入式通风，供风距离1046m。
二、风量计算
（1）工作面所需风量计算
根据瓦斯涌出量计算：
Q1＝100Q瓦K
＝100×2.8×1.8
＝504（m3/min）
Q1—掘进工作面需要供风量
Q瓦:
矿井CH4和CO2平均相对涌出量，根据《林华煤矿安全专篇》，掘进瓦斯涌出量为2.1m3/min。
K:
风量备用系数，压入式通风K＝1.5～2.0，取1.8。
按人数计算：
Q2=4N=4×28=112（m3/min）
式中：
N—工作面按交接班最多人数取28人
按爆破因素计算风量
Q3=（7.8/T）×[A（LdS）2]1/3
式中：
Q3：
压入式通风时工作面所需风量
T：
放炮后通风时间，取T＝30分钟
A：
同时爆破炸药量，A＝12kg
S：
巷道净断面积，S＝9.70m2
Ld：
工作面到炮烟被稀释到安全浓度的距离，可按Ld=400A/S计算，由此Ld=679.5m。
当掘进巷道的长度小于Ld时，由于巷道长296m，可置换Ld。
因此Ld=326m。
压入式通风时工作面所需供风量：
Q3＝7.8/30×[37.6×（326×9.70）2]1/3＝218（m3
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