冲击地压发生时,煤岩系统储存的弹性能瞬间释放,造成支护设备毁坏、采掘空间变形及人员伤亡等重大损失[1-3]。据统计,90%以上的冲击地压事故发生在巷道中,特别是近几年,山西担水沟煤矿、辽宁红阳三矿、山东龙郓煤业、河北唐山矿、吉林龙家堡矿先后发生严重冲击地压事故,使得冲击地压防治措施的有效性成为焦点问题。目前,对于冲击地压防治的研究成果已有很多,齐庆新等提出了以应力控制为中心,以单位应力梯度为表征的冲击地压应力控制理论,并从应力控制角度对冲击地压进行了防治研究[4-6]。谭云亮、赵同彬等给出了深部应变型冲击地压、深部坚硬顶板型冲击地压、深部断层型冲击地压解危方法优先顺序[7]。笔者研究了冲击地压的发生启动过程,得到了启动的能量准则和扰动响应准则[8-10];潘俊锋等发现采动围岩近场系统内集中静载荷的积聚是冲击启动的内因[11],提出了大范围集中静载荷疏导理念的冲击地压防范理论;魏辉、潘立友等提出了高应力与高能量冲击地压的工程缺陷防控方法[12]。这些研究成果均聚焦于冲击地压灾害启动前的孕育阶段,即如何避免或控制冲击地压不发生,解决了大部分冲击危险巷道的安全问题,而对于冲击地压启动后如何从支护方面有效避免巷道破坏的研究较少。文献[13-14]建立了冲击地压巷道围岩稳定性控制的“强弱强”结构力学模型,提出要通过减小外界震源载荷、合理设置弱结构、提高支护强度等措施来防范巷道冲击地压动力灾害;吴拥政、康红普等提出冲击地压巷道锚杆支护形式选择原则,介绍了高冲击韧性锚杆支护材料力学性能及锚杆支护参数设计方法[15]。近些年的冲击事故表明,防冲支护对于减少或避免冲击地压造成的损失尤为重要,但现有的支护技术手段仍然无法有效解决强冲击地压巷道破坏问题。
基于此,笔者建立了三级支护防治冲击地压理论,提出在远场降低应力和围岩降低冲击倾向性基础上,实施一级支护锚杆、二级支护O型棚和三级支护液压支架,根据矿井最大可能释放能量,设计三级支护参数,可实现巷道冲击地压防治。研发了吸能锚杆索、吸能O型棚、吸能液压支架等吸能装备,根据抚顺老虎台矿和义马耿村矿实践证明三级支护是有效的。
一般认为冲击地压是抗不住的,但研究发现单靠支护也能解决冲击地压问题。实际上目前90%的冲击地压都发生在巷道中,而工作面由于支护强度高,几乎没有冲击地压伤亡事故,其原因是工作面支护强度远远高于两巷的支护。下面从理论上给出分析。冲击地压巷道在原岩及采动应力共同作用下,巷道支护-近场围岩系统存在远场能量动力输入。图1为冲击地压巷道“应力-围岩-支护”力学模型。模型中假设P为远场应力,K为围岩冲击能指数,σc为围岩抗压强度,ps为支护应力。依据文献[10]利用冲击失稳理论可得到巷道冲击地压启动的临界载荷Pcr与支护应力ps、抗压强度σc、冲击能指数K的关系式为
(1)
图1 巷道支护与围岩冲击地压模型
Fig.1 Mechmical model of “stress-surrounding rock-support” for rockburst in roadway
由式(1)可以看出,随着支护应力的增加,冲击地压发生的临界载荷增加。可见,冲击地压启动发生前,通过增加支护阻力,可提高临界载荷,抵抗冲击地压发生,即:防冲支护应具有高的支护阻力,则冲击地压的临界载荷提高了,冲击地压难以发生或不发生了,这就是通过加强支护可以防治冲击地压的理论基础。
冲击地压的发生过程就是支护和围岩在矿震释放能量作用下破坏的过程。图1所示的释放能量包括围岩远场弹性区积聚能量与断层错动或顶板断裂等扰动释放的能量经衰减后传递到近场围岩的能量两部分。设远场围岩弹性区积聚的能量为Ee,断层错动或顶板断裂等扰动释放的能量经衰减后传递到近场围岩的能量为Er,近场围岩塑性区吸收能量为Ec,巷道支护结构吸收能量为Es。则冲击地压启动后停止应满足:近场围岩吸收能量+支护吸收能量≥远场释放能量,即有
Ee+Es≥Ec+Er
(2)
因此,可以看出,如果已知顶板等释放的能量,通过加强巷道支护,基于防冲能量设计支护,即通过支护具有吸收耗散冲击能的功能,并使围岩保持完整,实现支护与围岩共同吸收冲击地压能量,最终使冲击地压停止下来。
从围岩变形速度大小分析,也可得到同样结论。冲击地压启动后,巷道冲击地压破坏过程具备显著的动力学特征,其实质是深部煤岩体弹性变形能突然释放产生冲击应力波,在煤岩介质中传播至巷道周围,造成巷道围岩及其支护体动力失稳。依据文献[16-17]将巷道围岩简化为块体构成的块系围岩,块体质量为mi,块系围岩间软弱结构面的弹性系数为ki,阻尼系数为ci;巷道内支护体的刚性支撑作用简化为弹簧ks,阻尼耗能的作用简化为阻尼器cs;将震动产生的动力载荷简化为f(t),建立巷道支护体与围岩的动力学模型如图2所示。
图2 巷道围岩与支护体动力响应模型[16]
Fig.2 Dynamic response model of surrounding rock and support[16]
设在达到静力平衡时,由于黏弹性体的变形而使第i块岩块产生的位移为δi,则在冲击扰动f(t)作用下,块系上覆岩层与支护系统的动力响应微分方程为
(3)
其中,M为系统质量矩阵;C为系统阻尼矩阵;K为系统刚度矩阵;x(t)为块系岩体位移向量;F(t)=[f(t),0,…,0]T为外界冲击扰动;δ为静力平衡时块系岩体间软弱连接介质的位移向量;g为重力加速度。此时,支护体中含有阻尼cn,当支护体中阻尼为0时,为常规支护;当支护体中阻尼大于0时,为吸能防冲支护。
据文献[18]可得,支护端岩块的位移和加速度响应分别为
(4)
式中,yn,1为支护端岩块的位移响应;为支护端岩块的加速度响应;Φ为矩阵B-1A的广义特征向量Φi所组成的矩阵,为广义特征向量Φi所对应的特征值;q0=a-1ΦTAy(0),y(0)为初始条件,a=ΦTAΦ。
图3为吸能支护与常规支护形变量对比图,可以看出在相同冲击扰动下,增加支护阻尼情况下,加速度响应明显小于常规支护的加速度响应;增加支护阻尼的形变量也小于常规支护的形变量,且增大支护阻尼支护形变量减小。因此,增加支护可使支护变形减小或冲击停下来。
图3 吸能支护与常规支护形变量[18]
Fig.3 Displacement of energy absorption support and general support[18]
冲击地压巷道的支护-近场围岩系统存在远场能量动力输入。因此,在冲击地压巷道支护时,不但要考虑巷道静载变形稳定的基本问题,还应考虑能量输入造成的动载扰动及输入能量有效吸收问题。由于远场输入能量的大小及其与巷道距离不同,对支护方式、支护强度及支护吸能量的要求也不尽相同,因此应根据矿井可能释放的最大能量,实现支护分级设计,实现不同矿井、不同静动载、不同输入能量防冲要求。
一级支护采用锚杆或吸能锚杆,设防目标是低能量冲击条件下,对于释放能量在104~105 J的冲击,设计在巷道顶板和两帮布设不同间排距锚杆,把释放的能量都吸收了,实现巷道的防冲。
二级支护采用“锚杆+O型棚”联合支护,设防目标较高能量冲击时,对于释放能量在105~106 J的冲击利用锚杆索与O型棚联合作用实现了功能互补,锚杆索充分发挥了围岩性能,吸收消耗冲击能,同时有效弥补O型棚支护强度不足问题,而O型棚对围岩在整个断面上均具有控制作用,不但弥补了吸能锚杆索无法维护巷道浅部破碎围岩,冲击护表能力不足问题,而且将围岩径向冲击转化为自身环向均匀收缩消耗冲击能,维持巷道环向均部变形。
三级支护采用“锚杆+O型棚+液压支架”联合支护方式,三级支护设防目标高能量冲击时,对于释放能量大于106 J的冲击地压,利用液压支架具有强力支撑作用,在巷道轴向间隔布置后形成强稳定结构,可有效避免强冲击条件下,锚杆索与O型棚的整体失稳,保障巷道整体稳定性。锚杆索、O型棚或液压支架,通过径向让位、环向可缩以及轴向稳定控制对巷道进行三维立体支护,如图4所示,充分利用巷内支护体与锚固岩体,共同抵抗吸收冲击能,实现不同能量级别的冲击地压吸能防冲,能够有效避免冲击造成巷道顶板下沉、底板底臌、两帮收敛。
图4 三级吸能支护技术体系
Fig.4 Technology system of three-level energy absorption
三级支护的强度取决于远场应力和释放能量的大小以及能量在巷道围岩消耗大小,所以在实施区域性降低远场应力和围岩耗能基础上才能实施三级支护。
从源头做起,冲击启动前,降低煤体远场应力,调控震源特性。在断层、向背斜轴部、煤柱以及煤岩层变化处容易产生应力集中,积聚高能量,开采扰动下高能量突然释放,为冲击地压提供能量源,造成冲击地压事故。通过对矿井地质条件、开采技术条件分析以及区域与局部监测数据挖掘,掌握开采过程中采动及构造应力的时空演化规律,采用调整开采布局、采掘顺序,优化煤柱尺寸等区域防冲措施避免高应力积聚,使其不满足冲击启动的能力条件,从源头做起,改善震源特性,降低或避免震动能量释放,如图5所示。
图5 降低区域远场应力
Fig.5 Reduce regional far-field stress
冲击过程中,从围岩做起,改善围岩特性削弱冲击倾向性、增加围岩阻尼吸能。
基于煤岩冲击倾向性鉴定、煤岩物理力学性能测定、煤的浸水试验以及开采区域冲击危险性评价结果,采用煤层注水、钻孔卸压、煤层爆破预裂、锚杆(索)支护等措施,从围岩做起,改变煤岩介质属性,降低其倾向性,增加围岩裂隙增强阻尼吸能特性;采用爆破断顶断底,改善调控采场围岩顶板结构,消除煤层储能条件,降低煤体应力,如图6所示。
图6 改善围岩特性
Fig.6 Improve the characteristic of surrounding rock
在最大程度降低远场应力和围岩吸能基础上实施巷道三级支护。从巷内支护做起,改善巷道内的支护结构的力学特性,提高支护刚度,增加支护阻尼吸能。巷道内的支护是冲击地压防治工作的最后一道屏障,具有重要作用。然而,目前对冲击危险巷道的支护结构与支护方式都是基于静力学理念提出的,难以适应动力破坏过程,频繁造成巷道支护破坏。基于此,通过设置吸能构件、提高支护刚度,增加阻尼等手段改善支护结构特性,使支护结构具备能够抵抗动力冲击破坏同时具备吸收冲击能的特性,如图7所示。
图7 改善巷内支护体特性
Fig.7 Improve the characteristic of support in roadway
冲击地压巷道的支护-近场围岩系统存在远场能量动力输入。因此,在冲击地压巷道支护时,不但要考虑巷道静载变形稳定的基本问题,还应考虑能量输入造成的动载扰动及输入能量有效吸收问题。由于远场输入能量的大小及其与巷道距离不同,对支护方式、支护强度及支护吸能量的要求也不尽相同,因此应实现支护分级设计,满足不同级别的防冲需要。对于低级别的冲击地压,采用锚杆支护一级支护方式,调动围岩自身性能抵抗和吸收冲击能;对于高级别的冲击地压在锚杆支护的基础上,增加巷内可缩支护(U/O型棚)构成二级支护,增加支护强度及护表能力与吸能能力;对于更高级别可能造成巷道整体破坏的冲击地压,在锚杆与U/O型的基础上增加液压支架构成三级支护,提高支护强度同时保障巷道整体稳定性。
冲击地压发生时,冲击载荷引起煤岩介质振动,由于煤层中钻孔壁面的刚度低、强度低,加之在复杂应力作用下,孔壁围岩性质急剧恶化,进而导致围岩与树脂锚固剂的黏结力急剧较小,锚固质量差时,在冲击载荷的作用下,瞬间剪应力大于或等于锚固剂的剪切强度,则黏结剂开始变形与围岩脱黏滑移,失去对围岩的约束,锚固系统支护力瞬间消失,如图8(a)所示。锚固质量好时,锚杆受到冲击载荷应力超过其强度极限,而锚杆尾部由于螺纹的抗剪能力较低,使螺纹段成为最危险段,最终导致锚杆尾部螺纹脱扣托盘脱落。当冲击应力波到达巷道自由表面时,冲击应力波波头与反射波波尾叠加后高于巷道围岩及与其护表强度时,巷道周边煤岩体就将被破坏,导致锚杆失去托锚基础,如图8(b),(c)所示,此种情况多发生于巷帮表面煤体。当冲击载荷足够大时,冲击应力波传播至锚固区外边界处时,在瞬间一次性就摧垮了巷道,如图8(d)所示。
图8 普通锚杆冲击破坏情况
Fig.8 Impact failure of common anchor bolts
因此从巷道支护角度上,应采用吸能锚杆或高冲击韧性锚杆,通过全长锚固方式或注浆锚固,增强锚杆对围岩的控制作用,吸能锚杆或高冲击韧性锚杆植入到巷道周围煤岩体内与围岩形成的锚固岩体,能够保持围岩完整性,改善巷道围岩应力分布,增加围岩承载能力,且冲击倾向性大大降低,从而提高围岩抵抗冲击破坏的能力。另一方面,全长锚固或注浆锚固增加了锚杆与围岩接触面的阻尼性能,锚固围岩的吸能性能增加,有效吸收冲击能量[19]。
图9为由普通锚杆、锚索、吸能套筒与吸能托盘组成的具有径向分布吸能功能的巷道吸能锚杆索。普通锚索位于首端,悬吊在巷道围岩深部;吸能套筒将普通锚索与锚杆首尾连接,锚杆全长锚固巷道浅部围岩,在其尾部巷道表面安设吸能托盘。冲击地压发生时,锚杆在吸能套筒内径向滑移吸收能量、尾部吸能托盘径向压缩变形吸收能量,在入射与反射端削弱冲击能对锚杆岩体的破坏作用,同时解决了普通锚杆尾部破断、杆体断裂、锚固脱粘及失去托锚基础等问题。
图10为吸能锚杆索的室内试验曲线,吸能锚索吸能阻力为140 kN,在冲击时,吸能锚杆索的吸能构件首先轴向拉伸/压缩吸能,避免了锚杆杆体塑性伸长,使之保持对围岩的控制作用。吸能防冲锚杆索,通过引导控制能量的释放和转化,将高能量消耗在主动让压过程中,有效抵御冲击载荷对锚固围岩体的破坏,保证巷道围岩和支护体系的稳定。
图9 分布式吸能防冲锚杆索
Fig.9 Distributed energy absorption and impact-resistant anchor bolt-cable
图10 分布式吸能防冲锚杆索阻力与位移关系曲线
Fig.10 Resistance-displacement curves of energy absorption anchor bolt-cable
二级支护采用O型棚,设防目标较高能量冲击时,对于释放能量在105~106 J的冲击,利用锚杆索与O型棚联合作用实现了功能互补。锚杆索充分发挥了围岩性能,吸收消耗冲击能,同时有效弥补O型棚支护强度不足问题,而O型棚对围岩在整个断面上均具有控制作用,不但弥补了吸能锚杆索无法维护巷道浅部破碎围岩,冲击护表能力不足问题,而且将围岩径向冲击转化为自身环向均匀收缩消耗冲击能,维持巷道环向均部变形。
但传统的O型棚支护经常发生弯折、屈曲、或卡揽破坏等现象,造成支架承载力大幅衰减,支护结构失稳破坏。O型棚支护接头处的滑动性能,决定了其承载力与让位防冲性能。接头处的滑动性能主要由两方面因素决定,一是卡揽预紧力,卡揽预紧力不足,支架承载力未达到额定值,就开始收缩发生非稳定滑移,不能为围岩提供足够支撑力,无法维护巷道围岩稳定,在围岩冲击作用下,发生严重变形破坏,导致搭接段折断与撕裂、卡揽失效与破坏,彻底失去承载力(图11(a));二是接头处接触面摩擦性能,卡揽与U型钢间接触面的压力分布不均,接触面上局部摩擦力过大,出现严重磨损、擦伤、划伤甚至咬死现象,造成支架产生拒缩、支护阻力突跳现象,造成型钢支架局部屈曲变形及弯折破坏(图11(b))。若冲击能量足够大,强冲击载荷在围岩中传递,引起大范围的围岩震动、变形和破坏,最终经围岩作用在支架上,使得围岩沿某单一方向冲击挤压支架,由于O型棚支护强度较低,围岩压力远大于O型棚支护的支护强度,在煤岩的挤压下,引起个别支架发生倾斜、弯曲甚至折断,进而诱发支护整体发生失稳破坏(图11(c),(d))。
图11 普通O型棚冲击破坏情况
Fig.11 Impact failure of common O-shaped shed
可以看出,冲击地压巷道围岩压力大、冲击释放能量等级较大,巷道围岩对O型棚支护的载荷往往超过支架的承载极限,造成支架整体或局部发生破坏,如卡揽断裂,型钢支架发生弯折、扭曲、屈曲,填充背板失效,拉杆断裂等现象,即使增加O型棚支护密度,仍无法达到抗冲支护强度。因此,对于O型棚支架应合理优化型钢搭接处的接触方式,改善接头处滑动性能,同时联合其他支护增加其整体性,防止冲击条件下其局部及整体破坏。
图12为利用卡揽将4~6段弧形U型钢相互搭接组成的吸能O型棚。吸能O型棚在两段搭接处的U型钢接触面进行增阻处理,解决了冲击载荷作用时各搭接处发生非均匀收缩与非稳定滑移及阻力突跳问题。沿巷道轴向按照一定间距布置O型棚形成笼式支护结构,整体支护性较好,护表性较强,冲击发生时相互搭接处发生滑动收缩,将围岩的冲击转化为支架自身的环向收缩吸收冲击能,控制巷道环向变形均匀,并保持整体构形稳定。
图12 吸能O型棚
Fig.12 Energy absorption O-shaped shed
图13为吸能O型棚支架搭接处的阻力与位移关系曲线,由图13可以看出单架环向可缩吸能O型棚支架,最大环向收缩量为1.2 m,吸能量为120~200 kJ。
图13 吸能O型棚的阻力与位移关系曲线
Fig.13 Resistance-displacement curves of energy absorption O-shaped shed
三级支护采用液压支架,设防目标高能量冲击,对于释放能量大于106 J的冲击地压,利用液压支架具有强力支撑作用,不仅提供大的支护应力,而且在巷道轴向间隔布置后形成强稳定结构,可有效避免强冲击条件下,锚杆索与O型棚的整体失稳,保障巷道整体稳定性。锚杆索、O型棚或液压支架,通过径向让位、环向可缩以及轴向稳定控制对巷道进行三维立体支护,充分利用巷内支护体与锚固岩体,共同抵抗吸收冲击能,能够有效避免冲击造成巷道顶板下沉、底板底臌、两帮收敛。
液压支架或液压抬棚,一般具有较高的支护阻力,在一般冲击条件下能够抵抗破坏,保持巷道稳定,但在强冲击条件下,如断层错动型冲击地压发生时,断层错动产生动载应力波在煤岩体中传播至巷道附近与静载应力叠加,释放能量巨大,造成围岩瞬间快速冲击,强冲击载荷瞬间作用在支架上,而液压支架或液压抬棚的泄压阀来不及快速打开,作用瞬间支架呈刚性状态,不能及时快速让位,导致支架在结构薄弱部分发生破坏,如支架立柱弯曲折断、爆缸,支架顶梁折断等,如图14(a),(b)所示。液压抬棚常常沿巷道轴向成列布置,而冲击载荷常常具有方向性,导致液压抬棚在某一方向上受力过大,造成支架倾倒,如图14(c),(d)所示。采用液压支架增加支护强度的方式来提高围岩系统的稳定性,增强支护体系抗冲击的能力,的确是一种行之有效的方法。但是,突发大能量的冲击地压时,液压支架就出现液压立柱弯曲、折断,顶底梁变形、损坏等问题。因此,用于冲击地压巷道的液压支架必须既可以在正常支护状态下具有较高支护阻力,又能够在突发围岩冲击时快速变形让位,在静、动态双重情况下都可以实现对巷道围岩的有效控制;支架在变形让位过程中对围岩的反作用力尽可能保持恒定或有所提高,但不能因为变形让位过程而使支护体系趋于极限承载状态;支架变形让位过程中不可以将外来的动能或势能转化为自身的弹性势能积蓄起来,而是及时将其消耗掉。
图14 普通液压支架冲击破坏情况
Fig.14 Impact failure of common hydraulic support
图15为利用自适应防冲液压支柱、防冲抗底臌支架底梁与高强度支架顶梁的结构与功能互补研制的吸能液压支架。吸能液压支架利用安全阀组实现高静载慢速收缩,利用薄壁预折纹方筒结构的稳定屈曲实现高速冲击动载条件下快速自适应变形让位、吸收冲击能[20]。
图15 门式吸能液压支架
Fig.15 Door-type energy absorption hydraulic support
图16 吸能构件的阻力与位移关系曲线[20]
Fig.16 Resistance-displacement curves of energy absorption components support[20]
图16为吸能液压支架吸能构件的室内试验数据曲线,可以看出支架单根立柱的吸能阻力为2 000 kN,吸能量可达400 kJ,由3个立柱组成的门式吸能液压支架整架支护阻力可达5 000~6 000 kN,吸能让位位移可达200 mm,吸能量可达106 J。有效解决了静载支架大变形、动载液压阀开启受限、支柱爆缸、底梁折断等问题。
辽宁抚顺老虎台煤矿作为典型的冲击地压矿井,早在20世纪70年代就有冲击地压发生,随着开采深度的不断增加,冲击地压灾害也越来越严重,特别是在1993—2001年,矿井冲击地压频繁发生,给工作面生产和巷道支护带来了极大的难度,严重影响矿井的安全生产。为有效的防止冲击地压对巷道的破坏,老虎台煤矿先后采用低刚性支护技术、可缩U型棚支护技术、主动的锚网索支护技术、重型加强支护技术、锚网索+喷砼+柔性层+O型钢棚复合支护技术,随着支护技术的改进,虽然能够减少冲击造成巷道破坏,但对于受F25断层影响的强冲击区域仍然造成严重的巷道破坏。2015年开始,老虎台矿在强冲击危险区域采取“吸能锚杆索+O型棚+吸能液压支架”三级吸能支护(吸能液压支架选用自移式,沿巷道走向在巷道中间布置一列),如图17所示。强冲击危险区域巷道在几次强冲击条件下均未发生大变形破坏。如2018-07-12与2018-09-19先后两次发生震级分别为2.4级与2.8级的矿震,均未造成巷道破坏。
图17 三级吸能支护在老虎台矿应用
Fig.17 Application of three-level energy absorption support in Laohutai mine
义马矿区耿村煤矿,受F16逆冲断层与巨厚顶板影响冲击地压十分严重,常常造成严重的巷道破坏与惨重的人员伤亡。2015-12-22耿村煤矿发生释放能量2.3×106 J的冲击地压,摧毁巷道160 m,2人死亡。事故后,中等冲击危险以上的回采巷道采用高冲击韧性锚杆替换吸能锚杆索,形成“高冲击韧性锚杆(索)+吸能O型棚+吸能液压支架”三级吸能支护,如图18所示,采用锚网、锚索、36U吸能O型棚、液压抬棚和ZHDF4150/52/36型防冲液压支架进行联合支护。2017年与2019年先后发生两次释放能量大于1×107 J的矿震事件,巷道完好,无人员伤亡。
图18 三级吸能支护在耿村煤矿应用
Fig.18 Application of three-level energy absorption support in Gengcun Mine
(1)提出了冲击地压巷道三级支护及其理论。提出通过提高支护强度和吸收释放能量,基于设防能量大小,对巷道实施一级支护锚杆、二级支护O型棚和三级支护液压支架,使冲击地压不发生或无显现破坏停止下来。
(2)提出一级支护锚杆、二级支护O型棚和三级支护液压支架防冲机理。研发了防冲效果更好的吸能锚杆索、吸能O型棚、吸能液压支架等吸能装备。
(3)构建了冲击地压巷道三级吸能支护技术体系,实现不同矿井、不同静动载、不同输入能量防冲要求。在抚顺老虎台矿和义马耿村矿应用实践证明,三级支护效果显著。
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