王斌　張杰　劉輝　甄澤　齊曉華　卓青松　吳建軍

摘要：上煤層覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)特征是影響下煤層開采工作面礦壓顯現(xiàn)的主要因素。針對南梁煤礦30103工作面淺埋近距離煤層采空區(qū)下開采條件，采用相似模擬實驗及理論分析對覆巖垮落特征和支架阻力進(jìn)行了模擬研究。結(jié)果表明：采空區(qū)下開采，基本頂初次來壓步距45 m，周期來壓步距6～16 m，支架工作阻均小于8 500 kN;走向煤柱下開采，基本頂初次來壓步距50 m，周期來壓步距10～14 m，支架工作阻均小于9 000 kN。工作面在集中煤柱下25 m和出煤柱7 m處，上覆巖層發(fā)生滑落失穩(wěn)，對工作面形成明顯的動載沖擊，支架阻力超過額定阻力，最大值達(dá)13 158 kN。集中煤柱弱化后，釋放了煤柱集中應(yīng)力，使得來壓時上覆巖層形成相互協(xié)調(diào)破壞，避免了基本頂滑落失穩(wěn)形成的載荷瞬態(tài)釋放，支架阻力僅達(dá)到8 743 kN。采空區(qū)下開采頂板動壓防控的優(yōu)先次序為集中煤柱>走向煤柱>采空區(qū)。

關(guān)鍵詞：近距離煤層;復(fù)雜采空區(qū);覆巖垮落;相似模擬;支架阻力

中圖分類號：TD 325.4文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A

文章編號：1672-9315（2022）02-0210-09

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2022.0203開放科學(xué)（資源服務(wù)）標(biāo)識碼（OSID）：

Strata behaviors? of working face under goaf of close

seam in Nanliang coal mineWANG Bin ZHANG Jie LIU Hui ZHEN Ze QI Xiaohua ZHUO Qingsong WU Jianjun（1.College of Energy Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China;

2.Key Laboratory of Western Mine Exploitation and Hazard Prevention，Ministry of Education，

Xian University of Science and Technology，Xian 710054，China;

3.College of Safety Science and Engineering，Xian University of Science and Technology，Xian 710054 China;

4.Shaanxi Yongxin Mining Co.，Ltd.，Yulin 719407，China;5.Yulin Yanghuopan Mining Co.，Ltd.， Shenmu 719313， China;

6.Shaanxi Coal and Chemical Industry Group Sunjiacha Longhua Mining Co.，Ltd.，Shenmu 719314，China）Abstract：The instability characteristics of overburden structure in the upper coal seam are the main factors affecting the behavior of coal pressure in the lower coal seam mining face.In this paper，according to the mining conditions of the goaf in No.30103 face of Nanliang coal mine，the similar simulation experiment was conducted to explore the overburden caving characteristics and support resistance with thoretical analysis results in view.The result shows that the initial caving distance of the main roof is 45 m，the periodical caving distance is 6～16 m，and the resistance of the support is less than 8 500 kN under the gob area.When mining under the strike coal pillar，the initial caving distance of the main roof is 50 m，the periodic caving distance is 10～14 m，and the resistance of the support is less than 9 000 kN.When the working face is 25 m below the concentrated coal pillar and 7 m out of the coal pillar boundary，the overlying strata will be sliding and destabilizing，forming obvious dynamic impact on the working face.The support resistance exceeds the rated resistance，and the maximum value is up to 13 158 kN.With the concentrated coal pillar weakened，the stress of the coal pillar is released，which makes the overlying strata form a coordinated failure，and avoids the transient release of the load caused by the basic roof sliding instability.The support resistance is only 8 743 kN.The priority of roof dynamic pressure prevention and control under goaf is concentrated coal pillar>strike coal pillar>goaf.

Key words：close distance coal seams;complex goaf;overburden caving;similar simulation;support resistance

0引言

榆神府礦區(qū)淺埋近距離煤層群上煤層已開采殆盡，多數(shù)礦井已逐漸進(jìn)入下組煤層的開采。然而上煤層采空區(qū)遺留煤柱常常對下煤層工作面開采造成安全隱患[1]。淺埋煤層群上煤層采空區(qū)遺留煤柱對近距離下煤層開采覆巖失穩(wěn)誘發(fā)動力災(zāi)害機(jī)理已成為目前淺埋煤層重復(fù)開采的研究熱點(diǎn)之一。

以往的研究中，筆者對區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度及下煤層工作面過集中煤柱動載易發(fā)區(qū)域范圍進(jìn)行了實驗分析[2-3]。黃慶享等分析了近淺埋煤層群下煤層開采過采空區(qū)和煤柱的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，對淺埋大采高工作面頂板破斷特征和礦壓規(guī)律進(jìn)行了實測研究[4-5]。賀廣零等對采空區(qū)煤柱-頂板系統(tǒng)失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行了研究，得出了系統(tǒng)失穩(wěn)的突變機(jī)制[6]。許家林、朱衛(wèi)兵、鞠金峰等對淺埋煤層壓架類型[7-9]、上覆巖層關(guān)鍵層賦存特征[10-11]、結(jié)構(gòu)失穩(wěn)[12-13]進(jìn)行了研究。霍丙杰等研究了霍洛灣煤礦3-1煤層過20 m和50 m寬傾向煤柱下開采覆巖破斷特征，得出大煤柱下開采超前支承應(yīng)力較大，應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)4.44～5.0，出煤柱的動壓現(xiàn)象是由上下煤層應(yīng)力疊加、煤柱上方倒梯形巖柱失穩(wěn)與頂板垮裂運(yùn)動聯(lián)合作用的所致[14-15]。楊俊哲、陳蘇社、李浩蕩等結(jié)合石圪臺3^-1煤綜采面過上覆房采區(qū)和集中煤柱易發(fā)生動壓事故，對集中煤柱下動載壓架機(jī)理及防治措施進(jìn)行研究，提出了提前采取爆破集中煤柱、縮短工作面長度等防治技術(shù)，避免了上下煤層基巖失穩(wěn)沖擊疊加，減少了覆巖運(yùn)動影響范圍和程度[16-18]。以上學(xué)者分別從煤柱穩(wěn)定性、煤柱失穩(wěn)機(jī)理、集中煤柱下應(yīng)力分布特征等方面進(jìn)行了研究，并提出了提前爆破弱化、卸壓減災(zāi)為主的防治措施，然而對于厚松散層淺埋煤層復(fù)雜采空區(qū)下工作面礦壓規(guī)律及支架阻力變化的特征少見系統(tǒng)研究。

文中以榆神府礦區(qū)南梁煤礦30103工作面上覆2^-2煤層復(fù)雜采空區(qū)為研究背景，采用相似模擬實驗對下煤層工作面過采空區(qū)、走向煤柱以及集中煤柱弱化前、后覆巖垮落特征和支架阻力特征進(jìn)行研究，劃分淺埋近距離煤層復(fù)雜采空區(qū)下開采頂板動壓防控的優(yōu)先次序，并結(jié)合現(xiàn)場礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)進(jìn)行實踐驗證。

1工作面概況

南梁煤礦30103工作面位于3^-1煤層301盤區(qū)西側(cè)，工作面走向長度1 793 m，傾向長度300 m，煤層厚度平均2.3 m，傾角0～3°，長壁綜合機(jī)械化開采，工作面選用ZY9000/14/26D型液壓支架。基本頂為13.4 m厚的粉砂巖，直接頂為0.5～3.7 m的粉砂巖，底板為7.1 m的粉砂巖，工作面距上部2-2煤層間基巖厚度28.7～39.2 m，2^-2煤早期采用長壁間歇式采煤法，工作面對拉式布置，每回采50 m為一個開采條帶，相鄰2個開采條帶間留設(shè)6 m臨時煤柱，再回采第2個開采條帶，相鄰2個開采條帶為一個開采段，留設(shè)15 m的隔離煤柱，依此類推。經(jīng)過統(tǒng)計，20107工作面實際留設(shè)隔離煤柱尺寸最大為23.8 m，最小為6 m。開采過程中臨時煤柱隨采垮落，基本頂未垮落，地表無明顯下沉。隨著時間的推移，地表發(fā)生局部小范圍沉陷，說明部分煤柱已經(jīng)失穩(wěn)破壞。由于工作面布置方式的不同，20107工作面間遺留集中煤柱平均寬度40 m，長238 m，對應(yīng)于30103工作面1#～136#支架，20107工作面與20109工作面間留設(shè)有15 m走向煤柱，走向煤柱距下煤層輔運(yùn)順槽水平距離40 m，如圖1所示。

2實驗方案設(shè)計

2.1模型設(shè)計

根據(jù)30103工作面覆巖柱狀圖及采空區(qū)分布情況，設(shè)計如圖2模型，模擬下煤層開采經(jīng)過上覆不同采空區(qū)條件時覆巖垮落特征及支架阻力。3-1煤層埋深平均132 m，基巖厚度65 m，松散層厚度67 m。模型采用自主研發(fā)的類三維模型架，模型相似常數(shù)見表1，模型尺寸3 000 mm×1 200 mm×300 mm（長×高×寬）?？紤]模型架鋪設(shè)不宜過高，地表17 m厚黃土層采用等質(zhì)量鐵磚鋪設(shè)。相似材料以河沙、黃土作為骨料，石膏、碳酸鈣作為膠結(jié)材料，與水按一定比例配制而成，分層鋪設(shè)于模型架中夯實，層間以云母粉分層，模型配比見表2。

2.2試驗步驟

步驟一：從模型左側(cè)向中間依次開采形成“間隔采空區(qū)-集中煤柱-間隔采空區(qū)”的采空區(qū)覆巖空間結(jié)構(gòu)。2^-2煤層左側(cè)留設(shè)邊界煤柱10 m，然后開挖50 m，留設(shè)40 m寬的傾向集中大煤柱，再開挖25 m，形成間隔采空區(qū)，于模型中部留設(shè)10 m隔離煤柱。

步驟二：從右側(cè)向中間開采形成“走向煤柱—集中煤柱—間隔采空區(qū)”的采空區(qū)覆巖空間結(jié)構(gòu)。留設(shè)邊界煤柱10 m，然后沿模型寬度方向前后各開挖7.5 m，留設(shè)寬15 m，長50 m的走向煤柱，40 m傾向集中煤柱及25 m采空區(qū)，形成與模型左側(cè)相同的采空區(qū)條件。

步驟三：3^-1煤從左向右回采，模擬工作面過采空區(qū)以及集中煤柱時上覆巖層垮落規(guī)律以及礦壓顯現(xiàn)特征。

步驟四：3^-1煤從右側(cè)向左回采，模擬工作面過走向煤柱、弱化后集中煤柱時覆巖垮落規(guī)律及礦壓顯現(xiàn)特征。

3實驗現(xiàn)象及結(jié)果分析

3.12-2煤開采覆巖垮落規(guī)律

依據(jù)開采步驟一、二完成2^-2煤間隔式開采，為了便于描述，實驗過程表述均轉(zhuǎn)化為實際值。模型僅綜采區(qū)以及中部間隔式采空區(qū)形成局部垮落下沉，如圖3所示。2^-2煤回采前垂直應(yīng)力在21～3.8 MPa之間，2^-2煤層回采完后，集中煤柱兩側(cè)支承壓力普遍增高，峰值應(yīng)力達(dá)到8.4 MPa，為原巖應(yīng)力的4倍。

3.23-1煤開采覆巖垮落規(guī)律

3.2.1采空區(qū)下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至45 m，基本頂初次來壓，基本頂逐層破斷，與采場前后形成鉸接，覆巖懸空高度24 m，離層發(fā)育至覆巖上方20 m，離層跨距30 m，巖層破斷角69°，支架阻力達(dá)到8 540 kN，A測線下沉量達(dá)到1.8 m。工作面推進(jìn)至51 m時，基本頂?shù)?次周期來壓，來壓步距6 m，巖層于架前向上發(fā)生破斷，巖層破斷高度16 m，支架阻力約7 750 kN。工作面推進(jìn)至57 m時，第2次周期來壓，來壓強(qiáng)度達(dá)到8 300 kN，采動裂隙與2^-2煤采空區(qū)貫通，采空區(qū)垮落跨距達(dá)37 m，兩煤層間巖層于煤壁上方產(chǎn)生拉伸裂隙，直接頂垮落步距6 m，基本頂巖層垮落步距16 m，裂隙傾角約75°。移架后巖層產(chǎn)生明顯的下沉。集中煤柱左側(cè)支承壓力增大至11.5 MPa。隨著工作面的推進(jìn)，基本頂周期性破斷，工作面形成周期來壓，來壓步距6～16 m，如圖4所示。

3.2.2集中煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至煤柱下5 m，上覆巖層裂隙向上發(fā)育至紅土層以上8 m，地表未出現(xiàn)明顯的位移下沉，采空區(qū)呈現(xiàn)“梯形”垮落帶，巖層破斷角約為73°，說明地表黃土層內(nèi)部形成了拱狀承載結(jié)構(gòu)。支架工作阻力達(dá)到8 554 kN，直接頂巖層發(fā)生大范圍冒落，基本頂巖層發(fā)生回轉(zhuǎn)破斷，與采空區(qū)巖層形成鉸接，覆巖沿支架上方向上產(chǎn)生一條貫穿裂隙。工作面進(jìn)入煤柱下25 m，直接頂隨移架冒落，頂板巖層滑落失穩(wěn)形成較大塊度斷裂，上覆松散層隨之產(chǎn)生整體下沉，工作面支架阻力瞬間增大至12 213 kN，動載系數(shù)為1.74，沿工作面煤壁向上發(fā)育一條貫通地表的破碎裂隙，裂隙貫穿于煤柱13～18 m處，巖層巖層破斷角為75°.工作面繼續(xù)推進(jìn)至出煤柱7 m，頂板沿煤壁切落，上覆巖層產(chǎn)生整體下沉，裂隙沿工作面煤壁貫穿于煤柱邊緣采空區(qū)頂部與地表形成貫通裂隙，工作面支架阻力達(dá)到13 158 kN，動載系數(shù)為1.87，模型表面產(chǎn)生明顯的離層裂隙帶，地表形成高低不等的下沉盆地，兩側(cè)裂隙帶間距64 m，2^-2煤采空區(qū)逐漸被壓實，巖層破斷角為76°，如圖5（c）所示。

從表2巖層賦存條件，采用關(guān)鍵層理論[20]判別公式計算得出南梁煤礦30103工作面上方第5層和第11層巖層分別為關(guān)鍵層，再結(jié)合組合關(guān)鍵層判別條件對該兩巖層進(jìn)行判別，計算見式（1）

經(jīng)計算可知，30103工作面上覆巖層中第5，11兩層巖層滿足淺埋煤層組合關(guān)鍵層條件，并根據(jù)相關(guān)參數(shù)公式計算出組合關(guān)鍵層參數(shù)如下。

根據(jù)相似模擬實驗圖5（c）及上述理論計算，建立30103工作面如圖6所示組合關(guān)鍵層斷裂巖柱失穩(wěn)結(jié)構(gòu)模型，圖中B₁、B₂分別為工作面上方兩層堅硬巖層關(guān)鍵巖塊，兩巖塊間及所夾的中間巖層組成組合關(guān)鍵層，在來壓時，兩關(guān)鍵巖塊同步破斷，形成巖柱式斷裂，2^-2煤集中煤柱處于此組合關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)的中間夾層。在集中煤柱下開采過程中，由于組合關(guān)鍵層破斷厚度大，巖柱式斷裂控制整個上覆巖層的破斷移動。

式（7）與式（2）相比可知，組合關(guān)鍵層上實際承受載荷遠(yuǎn)大于上覆巖層不發(fā)生滑落失穩(wěn)的最大載荷。因此，組合關(guān)鍵層斷裂巖塊必然發(fā)生滑落失穩(wěn)。即，組合關(guān)鍵層的巖柱式滑落失穩(wěn)是淺埋煤層集中煤柱下開采工作面支架阻力驟增的主要原因。

3.2.3走向煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

工作面推進(jìn)至50 m，如圖7所示，走向煤柱下35 m，基本頂初次來壓，上覆巖層垮落至2-2煤層，冒落高度38 m，走向煤柱兩側(cè)直接頂沿工作面走向，同步產(chǎn)生28 m寬的回轉(zhuǎn)破斷，中部煤柱局部產(chǎn)生壓裂破壞，上覆巖層裂隙發(fā)育高度60 m，支架工作阻力約8 768 kN，工作面繼續(xù)推進(jìn)至60 m，基本頂?shù)?次周期來壓，支架工作阻力約8 563 kN，走向煤柱破斷寬度35 m，裂隙發(fā)育高度達(dá)到65 m，上覆巖層于支架前方向采空區(qū)側(cè)產(chǎn)生一條傾角約74°的破碎帶。工作面繼續(xù)推進(jìn)至70 m時，支架工作阻力約8 356 kN，出走向煤柱3 m，裂層發(fā)育高度達(dá)到78 m，巖層破斷角約63°。

3.2.4弱化后集中煤柱下開采覆巖垮落規(guī)律

為了模擬工作面過弱化后集中煤柱時礦壓顯現(xiàn)特征，在進(jìn)入集中煤柱前進(jìn)行弱化處理，釋放煤柱內(nèi)部所承載的集中應(yīng)力。弱化后煤柱上方直接頂產(chǎn)生高1 m的離層。工作面推進(jìn)至弱化后煤柱14 m，支架上方至走向煤柱左邊界發(fā)育一條67°左右的破碎帶，支架阻力達(dá)到8 743 kN，動載系數(shù)為1.25。繼續(xù)推進(jìn)至煤柱下19 m，巖層破斷角約72°，來壓時支架阻力達(dá)到8 550 kN，動載系數(shù)為1.22，上覆巖層破斷后與采空區(qū)垮落巖層形成鉸接，礦壓顯現(xiàn)緩和。繼續(xù)推進(jìn)至出煤柱階段，巖層破斷角約66°～77°，來壓時支架阻力達(dá)到8 537 kN，上覆巖層破斷后與采空區(qū)垮落巖層形成鉸接，礦壓顯現(xiàn)緩和，下位直接頂形成無規(guī)則冒落。工作面推進(jìn)至出弱化后煤柱2 m，支架工作阻力達(dá)到8 852 kN，動載系數(shù)為1.26，直接頂巖層隨著支架的前移架后冒落。工作面通過弱化后煤柱，無明顯的動載現(xiàn)象發(fā)生，如圖8所示。

3.3不同采空區(qū)下開采支架阻力分析

結(jié)合相似模擬實驗結(jié)果，對比下煤層工作面經(jīng)過上覆采空區(qū)、走向煤柱、集中煤柱弱化前、后工作面開采礦壓顯現(xiàn)特征。采空區(qū)下支架阻力較小，但來壓時支架阻力波動較大。分析原因為上煤層已斷裂基本頂破斷位置與下煤層基本頂斷裂位置有關(guān)。上下基本頂斷裂位置對齊時，下煤層基本頂斷裂時誘發(fā)上煤層基本頂已斷裂巖塊二次失穩(wěn)，覆巖載荷能夠直接傳遞至工作面支架上，造成工作面礦壓顯現(xiàn)劇烈，支架阻力值在8 540 kN，上下基本頂斷裂位置不對齊時，上下基本頂?shù)姆峭絽f(xié)調(diào)破壞能夠?qū)⒉糠指矌r載荷轉(zhuǎn)移至工作面支架前后煤體及矸石上，采場前后形成動態(tài)的小范圍承載應(yīng)力拱，使得來壓時支架上載荷減小，礦壓顯現(xiàn)緩和，支架阻力值在7 750 kN。走向煤柱下開采，來壓時支架阻力平均8 560 kN，非來壓期間支架阻力平均7 000 kN，支架工作阻力較采空區(qū)下增大18%～24%，上覆巖層沿煤柱兩側(cè)形成走向破斷，煤柱壁產(chǎn)生片幫。分析認(rèn)為15 m寬走向煤柱其內(nèi)部存在較為富裕的彈性核區(qū)，在未受下煤層開采影響下能夠保持長久穩(wěn)定。由于走向煤柱與工作面推進(jìn)方向平行，采場前后端均存在軸向約束作用，故走向煤柱難以形成沿工作面煤壁的切落下沉。走向煤柱集中應(yīng)力主要作用在煤柱下方約9臺（架寬按1.65 m計）液壓支架上，其礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度對工作面整體安全生產(chǎn)影響較小。過集中煤柱時，支架阻力普遍較大，煤柱下25 m和出煤柱7 m時發(fā)生2次動壓，支架阻力最大值達(dá)到13 158 kN，超過額定工作阻力，造成移架困難。對集中煤柱采取弱化措施后，釋放了集中煤柱內(nèi)部集聚的應(yīng)變能，使得來壓時上覆巖層形成非同步破壞，避免了覆巖整體失穩(wěn)時發(fā)生能量瞬時釋放，對工作面支架產(chǎn)生沖擊，從而使得來壓時礦壓顯現(xiàn)緩和，支架阻力達(dá)到8 743 kN，現(xiàn)有支架能夠滿足生產(chǎn)需求。因此，現(xiàn)場實際生產(chǎn)中，工作面過集中煤柱時，應(yīng)作為動載預(yù)防的主要區(qū)域，應(yīng)在工作面回采前對煤柱進(jìn)行弱化處理，釋放煤柱集中應(yīng)力，同時在過煤柱期間加強(qiáng)工作面支護(hù)管理，保證支護(hù)質(zhì)量，控制采高，避免動載壓架事故的發(fā)生。

4現(xiàn)場實測

30103工作面開采前對工作面上方集中煤柱進(jìn)行了超前預(yù)裂爆破，釋放煤柱集中應(yīng)力。選取工作面過集中煤柱弱化后、走向煤柱下及采空區(qū)下支架阻力實測數(shù)據(jù)，繪制不同采動區(qū)下開采支架阻力曲線如圖9所示。采空區(qū)下基本頂周期來壓步距15 m，來壓期間支架阻力最大8 340 kN，非來壓期間支架阻力平均6 817 kN，動載系數(shù)為122;走向煤柱下基本頂周期來壓步距13 m，來壓期間支架阻力最大8 752 kN，非來壓期間支架阻力平均7 532 kN，動載系數(shù)為1.16;集中煤柱弱化后基本頂周期來壓步距14 m，來壓期間支架阻力最大8350 kN，非來壓期間支架阻力平均7 124 kN，動載系數(shù)為1.17?，F(xiàn)場實測不同采空區(qū)下支架阻力數(shù)據(jù)與相似模擬實驗結(jié)果相似，說明模擬實驗?zāi)M現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)特征的可靠性，驗證了對集中煤柱超前預(yù)裂措施能夠有效地釋放煤柱集中應(yīng)力，降低煤柱下開采動載壓架的風(fēng)險。

5結(jié)論

1）采空區(qū)下開采時，支架阻力較小，基本頂初次來壓步距45 m，周期來壓步距6～16 m，來壓期間支架阻力最大達(dá)8 540 kN，非來壓期間支架阻力7 000 kN。

2）走向煤柱下開采，基本頂初次來壓步距50 m，周期來壓步距10～14 m，煤柱在支承壓力的作用下煤柱提前發(fā)生破壞，支架阻力較間采空區(qū)下開采時增大，來壓期間支架阻力最大達(dá)8 768 kN，非來壓期間支架阻力達(dá)7 300 kN。

3）工作面過集中煤柱時，在煤柱下25 m、出煤柱7 m覆巖產(chǎn)生整體垮落，易引發(fā)工作面動載礦壓，來壓期間支架最大阻力達(dá)到13 158 kN，超過額定阻力。而煤柱弱化后，支架工作阻力最大達(dá)到8 743 kN，未發(fā)生劇烈礦壓顯現(xiàn)。

4）對比不同采動條件下模擬開采與實際開采時覆巖垮落特，提出了復(fù)雜采空區(qū)下開采頂板動壓防控的優(yōu)先次序為集中煤柱>走向煤柱>采空區(qū)。因此，現(xiàn)場開采過程中應(yīng)結(jié)合實際生產(chǎn)條件對集中煤柱采取弱化預(yù)裂措施，同時加強(qiáng)過煤柱期間的工作面支護(hù)質(zhì)量管理。

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