副井作业规程最终.docx
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副井作业规程最终.docx
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副井作业规程最终
山西煤炭运销集团四通煤业
副斜井井筒施工作业规程
河南煤炭建设集团四通工程项目部
2013年2月
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本《作业规程》掘进的巷道为:
山西煤炭运销集团四通煤业副斜井井筒。
二、掘进的目的及用途
为满足通风、运输、管线敷设的要求。
三、巷道设计长度和服务年限
设计长度:
1743m(斜距),其中包含5个错车硐室106.5m。
服务年限:
47年
四、预计开竣工时间
本掘进工作面自2013年5月份开工,预计2013年12月完工。
第二节编写依据
一、四通煤业副斜井井筒S1039.24-116G1-1、S1039.24-116G1-2施工图纸
二、山西煤炭运销集团四通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告
三、建设单位工程联系通知
四、《煤矿安全规程》2011版
五、《副斜井施工组织设计》
六、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GB50213-2010)
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
一、副斜井井筒技术特征表
1
井筒坐标(m)
X
4002461.705
Y
19511766.576
Z
+1177.000
2
方位角/(°)
295°42′58″
3
井筒倾角/(°)
6º
4
井口标程/(m)
+1177.000
5
井底标程/(m)
+1015.000
二、邻近采区开采情况
井田外围西南部为乡宁神角煤矿,东北部为山西煤炭运销集团金塬达煤业有限公司,南西部为园子沟煤矿及菜子眼煤矿,东南部为山西临汾蓝宝煤业有限公司。
(见各煤矿相关位置图):
第二节煤(岩)层赋存特征
根据副斜井附近ST603钻孔推断副斜井主要以泥岩和砂岩为主,其中以细粒砂岩最硬普氏系数≤6,泥岩最软普氏系数=4。
第三节地质构造
一、地层
本井田位于河东煤田乡宁矿区台头精查勘探区东部。
井田内地层出露较好,自东向西依次出露二叠系下统山西组、下石盒子组;二叠系上统上石盒子组,石千峰组;三叠系下统刘家沟组。
第四系地层分布于山梁、山及谷底。
后附:
地质柱状图
第四节水文地质
一、井田地表水及河流
区内地表水属黄河流域汾河水系,区内沟谷一般无水流,若遇暴雨时节,由于汇水面积不大,雨过数小时山洪即减退至消失,以井田北部东西分布的山梁为分水岭,北西均汇入光华牛王庙河,向东经襄汾县注入汾河,继续向南折西注入黄河。
二、井田含水层
井田的含水层自下而上有:
(一)奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层
埋藏于井田深部,距地表深浅不一,地层厚度大,分布广泛,溶洞和裂隙发育,具有良好的含水空间,富水性强,水量大,水质较好,是井田内主要含水层,据本井田邻近金立达煤业钻孔资料,奥陶系灰岩岩溶含水层水位标高为670-690m。
10号煤层最低底板标高为770m,高于奥灰水水位标高,各煤层不存在带压开采,属富水性中等—强的裂隙岩溶含水层。
(二)石炭系数上统太原组(C3t)灰岩岩溶裂隙含水岩组
含水层主要为三层灰岩,从下到上为K2、K3、K4,总厚约19m,灰岩岩溶裂隙较发育,本次ST402号孔K2灰岩抽水试验单位涌水量为0.0088L/s.m,水位标高1126.18m,水质类型为HCO3--Ca+,属弱富水性岩溶裂隙含水层。
(三)二叠系碎屑岩类含水岩组
1、山西组K7砂岩含水层,主要以细粒砂岩、粉砂岩为主,裂隙一般发育,本次ST402号钻孔山西组抽水试验单位涌水量为0.0093L/s·m,水位标高1226.37m,水质类型HCO3-Ca,属弱富水性含水层。
2、二叠系下统下石盒子组(K8、K9)砂岩含水层,主要以中、细粒砂岩为主,裂隙不甚发育,一般随埋深的增加裂隙发育减弱,钻液消耗量在0.15-0.45m3/h之间,属弱富水性砂岩裂隙含水层。
3、基岩风化带含水层,岩性为中粒、细粒砂岩为主,钻液消耗量0.40-0.80m3/h至全漏,该含水层接受大气降水的补给条件较好,属富水性弱-中等含水层。
(四)第四系松散岩类孔隙岩组
分布在山间沟谷地带,岩性为黄白色粉质粘土、亚粘土、砂砾层及砾石层,钻进液消耗量0.50-0.70m3/h直至全漏,含水较丰富。
因该含水层由于大气降水和地表水的补给条件较好,埋藏厚度大的,可成为地下水较丰富的孔隙潜水含水层。
三、主要隔水层
本溪组底部有一层以泥岩和铁质粘土岩为主的地层,夹有少量砂岩和薄层灰岩,该层分布普遍,厚度稳定,一般是15.00m,是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层,隔水性较好。
另外,煤系地层砂岩间粉砂岩、泥岩组成的层间隔水层组,沉积厚度稳定,构造裂隙不发育,亦可构成各含水层间良好的隔水层。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
四通煤业副斜井设计总工程量为1743m,井筒方位为295°42′58″,井口开口位置标高为+1177m(净底板),落底标高为+1015m,井筒倾角为-6°,其中表土段长度34m(0~34m段);风化岩石段长度50m(34~84m段);5个错车硐室总工程量106.5m;井筒基岩段工程量1552.5m;井筒每隔40m在巷道左帮施工一个躲避硐;井筒每隔307m在巷道左帮施工一个错车硐室。
第二节矿压观测
该工程施工要进行锚杆载荷监测,观测内容、目的及手段见下表:
矿压观测内容、目的及手段一览表
序号
观测内容
观测目的
测试手段
备注
1
顶板离层
监测顶板稳定状况,及时采取安全措施
离层指示仪
矿方
2
锚杆受力
监测锚杆强度是否合适,以调整密度
锚杆液压枕
矿方
3
螺母拧紧力矩
监测锚杆安装质量
扭力扳手
施工方
观测仪器一览表
序号
名称及规格
数量
备注
1
敏感型锚杆液压枕
20套
矿方
2
锚杆拉力计(20t)
1台
施工方
3
扭力扳手
2把
施工方
第三节支护设计
一、巷道断面
井筒设计为直墙半圆拱形断面,井筒掘进断面为22.3㎡,净断面为18.9
㎡,净宽为5200mm,净高为4200mm,墙高为1600mm,铺低厚度为300mm。
错车硐室设计为直墙半圆拱形断面,掘进断面为30.4㎡,净断面为26.3
㎡,净宽为6400mm,净高为4800mm,墙高为1600mm,铺地厚度为300mm。
井筒躲避硐设计为直墙半圆拱形断面,掘进断面为4.4㎡,净断面为3.7
㎡,净宽为2000mm,净高为2050mm,墙高为1050mm,铺低厚度为100mm。
二、支护方式
(一)临时支护
临时支护采用3根金属前探梁进行支护,前探梁采用Φ89mm厚壁钢管加工,每个前探梁配备两个吊环,前探梁长度为4米。
吊环固定在锚杆上,前探梁上加50*200*2000mm的木板接顶,随推进前移。
(二)永久支护
1、井筒0~8.1m段支护方式为双层钢筋混凝土支护,支护参数为:
内外竖筋为ø16螺纹钢,间距300mm,内外横筋为ø16螺纹钢,间距600mm,箍筋为ø8盘条,间距300mm,走向筋间距为200mm,混凝土浇筑厚度为500mm。
两侧墙基础深度均为250mm。
2、井筒8.1~18m段支护方式为“架设25U型钢棚+锚杆网+双层钢筋砼支护”,支护参数为:
最外层架设25U型钢棚,棚距为1000mm,内外竖筋为ø16螺纹钢,间距200mm,内外横筋为ø16螺纹钢,间距300mm,箍筋为ø8盘条,间距300mm,走向筋间距为200mm,混凝土浇筑厚度为650mm,网片规格为1000*2000mm,直径为6mm的钢筋网,两侧墙基础深度均为250mm。
3、井筒18-29m段道初次支护形式为锚网支护,锚杆采用Φ22×2000mm螺纹钢树脂药卷锚杆,锚杆间排距为1000×1000mm,矩形布置;每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;支护范围为拱部5根锚杆均匀布置,以下部位不打锚杆挂网,以上拱部锚网;网片使用6mm盘条加工,网格为100×100mm,网片搭接为100mm,网片规格为2000×1000mm,搭接位置每隔300mm用扎丝绑扎一道。
该段巷道永久支护形式为:
“架设25U型钢棚+单层钢筋砼500mm厚支护”。
永久支护参数如下:
①、25#U型钢棚间距为1000mm,单架长度为15.208m(含搭接),每架棚分2个侧立柱、2个顶梁共计4段,搭接长度为400mm,每架棚含3个搭接,每个搭接设置2副U型卡子固定,每架棚共计6副U型卡子;侧立柱底安设200×200×10mm的钢板1块,每架棚安设2块;棚与棚之间安设挂钩,挂钩使用16mm螺纹钢固定,单根长度960mm,每架棚安设4根。
②、竖(环)筋为Φ16mm螺纹钢,间距200mm,横筋为Φ16mm螺纹钢,间距为300mm,钢筋搭接为绑扎搭接,搭接长度为35D,钢筋主筋的净保护层厚度为42mm。
③、混凝土浇筑厚度为500mm,浇筑砼强度为C30。
4、井筒29-34m段永久支护形式为“锚网喷50mm厚+单层钢筋砼500mm厚支护”永久支护参数如下:
①锚杆采用Φ20×2300mm螺纹钢树脂药卷锚杆,锚杆间排距为800×800mm,矩形布置;每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;
②网片为6mm盘条加工成的钢筋网片,单片规格为1000×2000mm(封闭型),网格为100×100mm网片搭接为100mm,搭接位置每个300mm用扎丝绑扎一道;
③喷浆为初次支护封闭喷浆,喷浆强度按C20,喷浆厚度为50mm;
④竖(环)筋为Φ16mm螺纹钢,间距200mm,横筋为Φ16mm螺纹钢,间距为300mm;
钢筋搭接为绑扎搭接,搭接长度为35D,钢筋主筋的净保护层厚度为42mm。
5、井筒34-84m段永久支护形式为锚网喷150mm厚+锚索联合支护
永久支护参数如下:
①锚杆采用Φ20×2300mm螺纹钢树脂药卷锚杆,锚杆间排距为800×800mm,矩形布置;巷道每圈为16根锚杆,底板250mm起锚;每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;网片使用6mm盘条加工,网格为100×100mm,网片搭接为100mm,网片规格为2000×1000mm,搭接位置每隔300mm用扎丝绑扎一道;巷道铺地厚度为300mm;巷道喷射混凝土标号为C20。
②副斜井34-84m段在巷道两肩窝各布置一根锚索,锚索规格为Φ17.8*6300mm钢绞线,锚索间距为4080mm,排距为3000mm,锚索垫片规格为300*300*12mm的方形钢板。
6、副斜井井筒84m以后永久支护方式为锚网喷150mm厚支护,锚杆采用Φ20×2300mm螺纹钢树脂药卷锚杆,锚杆间排距为800×800mm,矩形布置,巷道每圈为16根锚杆,底板250mm起锚;每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;网片使用6mm盘条加工,网格为100×100mm,网片搭接长度为100mm,网片规格为2000×1000mm,搭接位置每隔300mm用扎丝绑扎一道;巷道铺地厚度为300mm;巷道喷射混凝土标号为C20。
7、副斜井错车硐室施工技术参数:
井筒每隔307m在左帮施工一个错车硐室,共计5个。
错车硐室永久支护方式为锚网喷150mm厚支护,硐室倾角为2°,硐室净宽6400mm,墙高1600mm,铺地厚度为300mm,锚杆采用Ø20×2300mm的左旋螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为800mm×800mm,矩形布置,每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;网片使用6mm盘条加工,网格为100×100mm,网片搭接长度为100mm,网片规格为2000×1000mm,搭接位置每隔300mm用扎丝绑扎一道;硐室铺地厚度为300mm;硐室喷射混凝土标号为C20。
8、躲避硐施工技术参数:
副斜井井筒每隔40m在巷道左帮施工一个躲避硐,躲避硐室净宽2000mm,净高2050mm,净深1600mm,净断面3.67m2,掘进宽度2200mm,掘进高度2250mm,掘进断面4.43m2,喷厚100mm,铺底100mm。
锚杆采用Ø20×1300mm的左旋螺纹钢树脂锚杆,锚杆间排距为800mm×800mm,矩形布置,每根锚杆配备1根Z2360型锚固剂和1根K2335锚固剂;网片使用6mm盘条加工,网格为100×100mm,网片搭接长度为100mm,网片规格为2000×1000mm,搭接位置每隔300mm用扎丝绑扎一道,喷射混凝土标号为C20。
水沟布置在井筒的右侧,水沟净宽、净深均为200mm,井筒浇筑混凝土强度等级为C30,铺地及喷射混凝土强度等级为C20。
以上锚杆托板均采用150*150*6mm的铁托板。
三、支护设计
(一)设计方法
按照煤炭工业济南设计研究院有限公司编号为:
S1039.24-116G1-1、S1039.24-116G1-2图纸及建设单位的通知单设计施工。
(二)质量标准与检验
项目
设计尺寸
允许偏差
巷道净宽(中宽)/mm
5200
合格
0~150
巷道净高(中高)/mm
4200
合格
0~150
锚杆扭矩/N.m
180
符合设计
锚杆间排距/mm
800×800
合格
-100~+100
锚杆锚固力/KN
70
符合设计
锚杆角度/(°)
90
合格
≧75°
锚杆外露长度/mm
50
合格
﹤50
锚索间排距/mm
4000×3000
合格
-100~+100
锚索初锚力/KN
200
符合设计
锚索外露长度/mm
300
合格
﹤300
第四节支护工艺
一、施工顺序
安全检查(顶板、瓦斯、工程质量、探头位置、电气设备完好情况、综掘
机运转情况等)→综掘机切割→出矸→敲帮问顶→安装架设前探梁→施工锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量。
二、掘进
正常情况下掘进循环进尺为1800mm,巷道顶板破碎时采用短掘短支,循环进尺为900mm。
三、安装顶板锚杆
1、进行临时支护,铺设钢筋网。
2、施工顶板锚杆孔:
采用两台MQT-120J锚索钻机进行支护,锚杆孔深度为2250mm。
3、搅拌树脂药卷:
向锚杆孔中装入K2335和Z2360树脂药卷,用装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
4、搅拌树脂药卷:
用搅拌接头将钻机与锚杆销钉螺帽连接起来,然后升起钻机推动锚杆,当钻机升到锚杆接触顶板岩面时,停止升钻机,搅拌20s~30s后停机。
5、紧固锚杆:
60S后再次启动钻机边旋转边推进,锚杆螺母在钻机的带动下使锚杆托板快速压紧顶板岩面,使锚杆具有较大的预拉力,钻机输出扭矩大于等于120N.m,最后在掘进工作面采用人工加扭的方式将扭矩增加至180N.m以上。
四、安装帮部锚杆
1、人工采用手镐或风镐把待支护两帮刷齐、刷平,两帮金属网铺设到底板。
2、按照设计部位施工巷道帮锚杆孔,采用28风钻打眼,2500mm长钻杆,Φ27mm钻头,打2250mm深钻孔。
3、送树脂药卷:
向锚杆孔中装入一根K2335和一根Z2360树脂药卷用组装好的锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
4、搅拌树脂:
用连接套将28风钻与锚杆螺母连接起来,并将锚杆推入孔底,然后开动风钻边搅拌边推进,推入孔底搅拌20S后停止搅拌。
5、安装锚杆:
30S后再次启动钻机,使托板快速压紧岩面,安装完毕,最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至180N.m以上。
五、安装顶板锚索
1、两肩窝锚索必须紧跟工作面。
2、施工眼深度为6000mm。
3、送树脂药卷:
向孔内装入一根K2335和三根Z2360树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
4、搅拌树脂:
用搅拌接头将单体锚杆钻机与钢绞线连接起来,然后升起钻机推进钢绞线,边搅拌边推进,直至推入孔底,停止升钻机,搅拌60S~90S后停机。
5、张拉钢绞线:
10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线,预紧力为200KN。
第四章施工工艺
第一节施工顺序
一、采用EBZ318型岩巷掘进机掘进。
二、首先完善通风系统和和风水管路及出矸进料系统。
三、然后调整好刮板输送机、带式输送机。
四、按照激光指向仪画好巷道的轮廓线,使用好临时支护,开始施工。
第二节掘进作业
一、掘进方式及设备
采用EBZ318型岩巷掘进机掘进。
二、综掘机最大、最小循环进尺及刨头切割方法
综掘刨头切割方法:
顶板岩石好时,一般由巷道底部向巷道顶板切割;顶板破碎时,应先从巷道顶部切割,并立即架好前探梁,护好顶,再向下切割。
第五章生产系统
第一节通风
一、局部通风设计参数
副斜井为新掘井巷,担负物料运输任务,并兼作为矿井进风井和安全出口。
井筒净断面积18.9m2,倾角6°,长1743m,动力电缆、通讯信号电缆、排水管、压风管、洒水管、无轨胶轮车运输。
本掘进工作面自2013年5月份开工,预计2013年12月完工。
根据施工设计,巷道永久支护开口段采用钢筋砼砌碹支护,正常段采用锚网喷支护。
断面为半圆拱,井筒掘进断面为22.3㎡,净断面为18.9㎡,净宽为5200mm,净高为4200mm,墙高为1600mm,采用一次成巷方法。
二、通风系统及通风方式的确定
1、通风系统:
新鲜风:
地面→采用Φ800mm胶质风筒副井井筒→工作面。
乏风流:
工作面→副斜井井筒→地面。
2、通风方式及供风距离:
采用局部通风机压入式通风,副井井口20m以外安装二台局部对旋风机(其中一台备用),实行“双风机、双电源、自动切换”。
布置一路Φ800mm胶质风筒,向井下工作面供新鲜风。
最长供风距离为1763m。
通风系统要合理可靠,保证工作面有足够的新鲜风流,每人供风量不低于4m3/min,巷内风速不低于0.15m/s、不高于4m/s,巷内任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。
局部通风机的设备齐全,吸风口有风罩和整流器,高压部位有衬垫,通风机必须垫高,并装有消音器,距离地面不小于300mm。
附图:
副斜井掘进通风系统示意图
三、风量计算、风机风筒选型
(一)开拓工作面需要风量计算:
1、按CH4涌出量计算
Q开=100×q开×K开通(m3/min)
式中:
Q开——开拓工作面需要风量,m3/min;
Q开——开拓工作面回风流中瓦斯绝对涌出量,0.64m3/min;
K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数1.60。
(正常生产条件下,连续观测
一个月,日最大瓦斯绝对涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值);
100——开拓工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数;
由于CO2绝对涌出量较低,对风量影响不大,故不再按照CO2涌出量计算
Q开=100×q开×K开通=100×0.64×2.0=128.00(m3/min)
注:
平均绝对瓦斯涌出量为0.64m3/min,日最大瓦斯绝对涌出量约为1.28m3/min,故K掘通取2.0。
2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量
Q开=60×V开×S开max×K温,m3/min
式中:
V开——规程规定巷道内最低允许风速,m/s;
岩巷V开≥0.15m/s,煤巷和半煤岩巷V开≥0.25m/s;
S开max——局部通风机供风巷道的最大净断面积(开拓工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积的增大除外),m2;
K温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数,可按表1选取;
表1K温——开拓工作面空气温度调整系数
掘进工作面空气温度(℃)
配风调整系数K温
18~20
1.00
20~23
1.00~1.10
23~26
1.10~1.25
26~28
1.25~1.4
28~30
1.4~1.6
开拓断面为:
22.3m2,温度为23℃,工作面风量计算如下:
Q开=60×V开×S开max×K温=60×0.15×22.3×1.1=220.77m3/min
3、按开拓工作面同时作业人数和炸药量计算需要风量:
每人供风≮4m3/min,
Q掘=4×N=4×40=160m3/min
式中:
N——掘进工作面最多人数是交接班时工作的人数最多为40人;
由于副斜井开拓井巷采用综掘机掘进,故不考虑利用炸药使用量核定供风量。
4、按风速进行验算:
岩巷掘进最低风量,Q岩掘>9S掘max(m3/min)
岩巷掘进最高风量,Q岩掘<240S掘min(m3/min)
式中:
S掘max——局部通风机供风巷道的最大净断面积,22.3m2;
S掘min——局部通风机供风巷道的最小净断面积,18.9m2。
Q掘min=9S=9×22.3=200.70(m3/min)
Q掘max=240S=240×18.9=4536.00(m3/min)
按照风速、温度计算掘进工作面需要风量符合风速验算要求。
故掘进工作面的风量确定按照风速、温度计算掘进工作面需要风量。
Q掘=60×V掘×S掘max×K温=60×0.15×22.3×1.1=220.77m3/min
(二)局部通风机选型确定:
1、局部通风机工作风量计算,Q扇=Q开×Pm3/min。
式中:
Q扇——局部通风机工作风量,m3/min;
P——局部通风机供风巷道风筒漏风系数;
柔性风筒应按下式计算:
=1/(1-nL接),
n——风筒接头数;
L接——一个接头漏风率,反压边连接时,L接=0.002。
Q扇=Q开×P=220.77×1/(1-177×0.002)
=341.75m3/min
(根据巷道设计为1743m,供风距离为1763m,每节风筒长度为10m。
)
2、局部通风机工作风压及风量计算:
根据掘进工作面设计长度、局部通风机需要工作风量、掘进工作面需要风量、风筒风阻,计算掘进工作面局部通风机工作风压值:
hft=Rp×Q扇×Q掘Pa
式中:
hft——压入式局部通风机全风压,Pa;
Rp——压入式风筒的总风阻,N.S2/m8;
Rp=6.5α×L/(d5)+(n×ζj0+∑ζbei+ζin)×[ρ/(2s2)]
α——风筒摩擦阻力系数(无实测资料时可参用表2),N.S2/m4;
L——风筒长度,m;
d——风筒直径,m;
ρ——空气密度,kg/m3;
s——风筒断面积,m2;
n——风筒接头个数;
ζj0——风筒接头局部阻力系数(参用表2);
ζbei——风筒拐弯局部阻力系数(参用表3);
ζin——风筒入口局部阻力系数,当入口处完全修圆时,取ζin=0.1;不加修圆的直角入口时,取ζin=0.5~0.6。
表2胶质风筒α、ζj0选用范围参考表
风筒直径
(mm)
摩擦阻力系数α(N.S2/m4)
接头局部阻力系数ζj0
备 注
300
0.0053
0.15
接头为插接、反边接头
400
0.0049
500
0.0045
0.15~0.13
600
0.0041
700
0.0038
0.13~0.09
800
0.0032
1000
0.0029
表3胶质风筒拐弯局部阻力系数参考表
拐弯角度
20°
40°
60°
80°
90°
100°
ζbei
0.18
0.4
0.62
1.0
1.25
1.55
副斜井开拓巷风阻计算:
Rp=6.5α×L/(d5)+(n×ζj0+∑ζbei+ζin)×[ρ/(2s2)]=(6.5×0.0032×1763)/(0.8)5+(177×0.11+1.25+0.1)×[1.2/(2×0.5
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