0 引 言
空巷常为煤矿井下年久失修或废弃的巷道，而由若干距离相近或受采动影响明显的巷道构成的空巷称之为空巷群[1-3]。 回采工作面内存在因大量纵横交错空巷形成的空巷群，不但大幅增加了开采技术难度，而且严重影响了煤炭安全高效开采[4-7]。空巷群内巷道，由于长期无维护，受回采面动压及采动超前支承压力影响，会出现片帮或切顶垮落的危险或潜在可能性，从而给安全生产带来无法预料的不利后果。 回采时单体支柱回收、垛式支架、木垛的拆除，需要采煤机停机，运输机闭锁，工人进入空巷群需敲帮问顶，空巷群作业时间越长、空巷数量越多，工人的安全风险就越高，尤其是当空巷群处于工作面来压期间，支护强度低或来压强度较高时，空巷易发生离层冒顶事故，单柱受力面积过小而镶嵌顶底板岩层内，延长停机等待时间[8-12]。 上层煤如果在对应的空巷群区域有遗留煤柱，就会进一步增大其发生压架冒顶事故危险的程度[13-14]。 而厚煤层大采高工作面过大断面空巷群，无疑使其成为一项重大技术难题，笔者以哈拉沟煤矿22311 综采工作面过26 条空巷群为研究对象，通过分析空巷失稳机制及不同空巷支护设备作用效果，提出工作面安全快速过空巷群时支护设备特征与方案，其成功安全高效回采，可为类似条件开采提供重要参考。
1 工程概况
哈拉沟矿22311 工作面为22 煤三盘区第11 个综采工作面，平均采高4.1 m，共分为3 个工作面，其中22311-1 综采工作面，宽212.8 m，推进长度183.6 m；22311-2 综采工作面，宽 298.6 m，推进长度332.5 m；22311-3 综采工作面，宽 237.5 m，推进长度424.8 m。 回采过程中，需要过2 条与工作面垂直空巷，15 条与工作面平行的联络巷，4 条与工作面斜交联络巷以及4 个调车硐室，揭露最大跨度71 m(40 架、面积 397.6 m2)；与巷道呈 58°夹角空巷 4 条(2 个高 5.7 m 的机头硐室、2 个高 5.3 m 的风桥)；T字型联巷 5 个、Y 型调车硐 4 个。 空巷宽 5.6 ～5.8 m，高3.8～4.2 m，局部超高段，巷高超过 5.5 m。 空巷总长度合计3 021 m、共计26 条组成空巷群，受空巷群影响，回采过程中，空巷群揭露架数最大为41架，22311 工作面空巷群布置如图1 所示。
图1 22311 工作面空巷群布置
Fig.1 Layout of roadways group in working face 22311
2 空巷失稳机制
2.1 基本顶超前破断
研究表明，空巷煤柱失稳是导致基本顶出现超前破断的主要因素，但煤柱失稳后，基本顶是否发生超前破断，空巷是否失稳还取决于悬顶长度、采场与空巷、断裂线位置关系等[15-18]。
实际生产过程中，空巷位置、来压步距等具有不确定性，空巷因基本顶超前破断导致的失稳具有隐蔽性，是多因素共同作用的结果，但一旦失稳将导致工作面支架出现被压死现象。
工作面正常回采时，破断后顶板形成砌体梁结构，根据“S-R”稳定理论，采场的稳定性取决于关键块B 与关键块A 之间的咬合状态[19]。 采场来压强度与岩梁断裂步距、支护强度、推进速度等工程参数相关[20]，一般为 4 ～8 倍的采高。 根据关键层特点[19]，基本顶上方软弱岩层与基本顶同步破断，亚关键层滞后基本顶破断，因此，正常情况下亚关键层的破断、回转对工作面影响较小。
当工作面前方存在空巷时，随着工作面推进，工作面与空巷之间的煤柱宽度越来越小，煤柱承载能力逐渐降低。 煤柱不断让压变形，基本顶岩层弯曲下沉。 当基本顶因弯曲产生的剪力超过层间的黏聚力时，将导致采场上方位置的基本顶与亚关键层之间出现离层，如图2 所示。
图2 顶板离层示意
Fig.2 Schematic diagram of roof separation
随着煤柱宽度的逐渐减小，基本顶与亚关键层之间的离层距离(水平方向)与空间越来越大，顶板弯曲产生的剪应力也越来越大。 根据剪应力互等定理，在基本顶中产生的向下剪应力也越来越大，当剪应力超过基本顶强度时，便会出现倾斜向下裂隙并逐渐扩展，如图3 所示。
图3 顶板离层发展示意
Fig.3 Schematic illustration of the development of roof separation
当煤柱开始发生失稳时，基本顶中因剪切产生的裂隙迅速贯穿，导致即将破断的关键块B 长度增加，在回转下沉过程中，三铰拱前拱脚竖向载荷成倍增大，导致与上覆亚关键层之间的离层迅速向前发展，离层长度增加，亚关键层悬露长度迅速达到极限破断长度，随基本顶同时破断，并以载荷形式作用在基本顶上，如图4 所示。 支架所需控制破断岩层厚度、长度大幅增加，远超过支架选型富余系数，通常工作面难以提供这么大的支护阻力。 因此，基本顶关键块超前破断后易失稳，从而发生整体性切顶事故。
图4 关键层同时破断示意
Fig.4 Schematic diagram of simultaneous breaking of key layers
2.2 空巷支护不足
当空巷顶板锚杆索支护强度较低或支护设计不合理时，随着煤柱的失稳，顶煤和直接顶悬露长度突然增加，当顶板悬露长度达到其极限跨距时，直接顶垮落。 基本顶因回转在空巷处剪切应力增大，随着开采的进行，当基本顶岩块在A 点处的剪切力大于空区前方直接顶黏聚力时，关键块下滑，如图5 所示，支架无法保持平衡，进而基本顶岩块出现台阶下沉，出现失稳事故，如图6 所示。
图5 基本顶切顶示意
Fig.5 Basic top cutting diagram
图6 顶板台阶下沉示意
Fig.6 Schematic diagram of roof step subsidence
综上可知，空巷失稳主要是由于煤柱失稳引起基本顶超前破断进而导致关键块B 前脚拱剪应力成倍增大，而目前支护及支架选型很难满足这一支护强度要求。 此外，由于破断位置前移，而支架受限于煤柱不能在前拱脚处对顶板进行及时支护，降低了支护的效率，进一步增加了支架支护难度；当空巷锚杆索支护强度不足时，随着煤柱失稳，悬露面积增大，引起直接顶垮落，在基本顶进一步回转作用下，空巷切顶位置剪应力增大，当基本顶岩块在切顶处的剪切力大于空区前方直接顶黏聚力时，关键块下滑，支架无法保持平衡，进而基本顶岩块出现台阶下沉，出现失稳事故。
当基本发生超前破断时，在成倍的矿山压力作用下，采取的单体支柱、木垛等辅助支护，极易造成单体支柱穿顶钻底、木垛压缩失效，进而导致顶板无法控制及设备回收困难。 因此，寻找满足工作面来压时且符合空巷变形特征的支护设备，才能规避空巷治理的潜在风险。
3 空巷失稳数值计算
神东矿区煤层埋深浅，表土层厚[20]。 工作面回采过程中，关键岩层破断后，易引起地表移动下沉，来压显现强烈，甚至造成工作面支架被压死的现象，工作面过与其平行空巷，加大了切顶、压架危险程度。
当含有一条甚至多条空巷的长壁工作面设计布置完成后，根据现场生产地质资料和条件进行数值模拟计算，是预判潜在应力集中区和决定进行加强支护的重要手段，其主要目的就是根据数值计算结果与现场井下评估来预判潜在应力集中区并采取相应的加强支护措施。
3.1 数值模型
实践表明工作面过与其平行空巷，矿山压力大，矿压显现强烈，过空巷易发生切顶、台阶下沉事故。长距离推进工作面，掘进期间通过开掘与巷道槽成一定角度的中切眼来解决通风行人问题，回采期间，仍需加强措施巷(中开切眼)支护与矿压监测工作。这表明了，与工作面平行或者近似平行的巷道，是影响工作面安全高效回采的主要空巷。
以工作面过平行空巷为例，研究其破坏失稳机制与防治。 空巷宽度相对于工作面宽度与其推进长度来说，其尺寸小的多，符合平面模型特征[17]。 为简化模型求解时间，建立二维模型进行求解。 此时，等效于研究工作面中部剖面上围岩破坏发展规律。
模型长×宽×高为150 m×3 m×83 m，网格划分为 150×3×83 个。 工作面沿 y 轴方向布置，x 轴方向推进。 由于是二维模型，建模后的边界条件还需限制y 方向位移。 由于本次数值计算主要是为了研究工作面过空巷时基本顶超前破断演化特征，分析的是整体变化趋势，在某种程度上，可忽略力学参数取值所造成的差异。 模型参数见表1。
表1 模型岩石力学参数
Table 1 Rock mechanics parameters of model
岩层 厚度/m密度/(kg·m-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)抗拉强度/MPa覆岩2 50 2 650 23.60 17.50 3.3 44.0 3.20覆岩1 10 2 500 8.17 7.74 4.6 29.2 1.55基本顶 5 2 750 11.12 8.76 5.0 29.5 1.75直接顶 2 2 650 6.11 3.49 4.4 30.0 1.55煤 4 1 450 1.66 1.46 3.4 26.9 1.25底板 10 2 630 8.17 7.74 6.5 29.2 1.55
3.2 基本顶超前破断规律
工作面距空巷不同距离时，顶板破坏特征，如图7 所示，工作面距空巷15 m 时，空巷煤柱左右帮破坏深度加大，煤壁处基本顶上方岩层发生剪切破坏；随着工作面继续推进，距空巷5 m 时，空巷煤柱整体发生剪切破坏，基本顶上方岩层，破坏面积显著增大，破坏区域超前于工作面，但空巷煤柱上方基本顶未发生破坏；当工作面与空巷贯通时，在空巷右帮煤体处基本顶发生剪切破坏，即切顶，是由于基本顶发生超前破断引起的。
图7 过空巷顶板破断特征
Fig.7 Breaking characteristics of roof of over-empty roadway
由于FLAC 软件只能模拟连续介质，基本顶与上覆岩层离层及离层后基本顶与覆岩同时破断体现在，基本顶上的覆岩发生剪切破坏，煤柱失稳，即空巷贯通后，基本顶在煤壁处发生剪切破坏。
利用FLAC 中fish 语言，提取工作面距空巷不同距离时不同破坏状态下破坏单元体体积，曲线如图8 所示。
由图8a 可知，模型求解平衡时，在当前循环状态下模型以剪切破坏为主，初采时刻以拉伸破坏为主；当工作面与空巷相距15 m 时，发生剪切破坏的单元体大幅度增大，呈直线上升，发生拉伸破坏的单元体数目开始小幅度下降。 随着工作面推进，模型发生拉伸破坏单元体体积呈近似直线增加，发生剪切破坏单元体体积曲线在距空巷15 m 位置出现拐点，之后，以较大的斜率呈直线上升(图8b)。
因此，当工作面距空巷较远时，模型中发生剪切破坏与拉伸破坏单元体体积按照一定的斜率均匀增加，但剪切破坏要大于拉伸破坏的曲线斜率；当工作面靠近空巷时，拉伸破坏曲线斜率不变，剪切破坏曲线斜率大幅度增大。
对比图7b—图7d 可知，煤柱失稳前剪切破坏区集中在采空区上方顶板，失稳后，顶板剪切破坏区超前于工作面，从而导致剪切破坏单元体数目大幅度上升。
图8 单元体破坏体积曲线
Fig.8 Volume curves of unit failure
3.3 空巷锚索补强支护效果
过空巷时，为防止顶板离层冒落、下沉压架事故发生，在锚杆支护的同时，一般采用大直径、高预紧力锚索进行空巷补强支护。 在肩角处施工的锚索一般与巷帮成一定的角度，可在一定程度上预防顶板切顶事故发生。
在原模型基础上，施加预紧力为200 kN，施工间排距为 1 m×1 m 的 ø21.6 mm×8 m 锚索，肩角处锚索与竖直方向成30°夹角。 随工作面推进过程中，空巷围岩演化规律如图9 所示。
从图9a 可知，工作面距空巷5 m 时，在基本顶上方顶板产生破坏，破坏区域延伸到空巷后方，在空巷顶部，有垂直向下发生发展剪切破坏岩体；当工作面与空巷贯通时，垂直向下的剪切破裂线穿过空巷顶板，从而形成切顶(图9b)。 因此，当基本顶发生超前破断时，空巷锚索补强支护失效(图9c)。
因此，常规的空巷锚杆索支护，在支护强度足够的情况下以及基本顶不发生超前断裂时，工作面过空巷技术可起到较好的效果；但是在基本顶发生超前断裂情况下，空巷锚杆索支护便失去了作用，如果不采取其他措施，工作面极易发生冒顶压架事故。
图9 空巷锚索补强支护效果
Fig.9 Reinforcement effect of hollow roadway anchor cable
4 空巷支护设备特征与方案
由于主应力方向代表了围岩发生破坏的方向，主应力大小代表了围岩破坏的程度。 由于FLAC 软件本身特征，破坏后围岩若仍有承载能力，则处于峰后状态。 空巷煤柱发生屈服破坏时，主应力矢量图，如图10 所示。
由图10a 知，工作面采动过程中，主应力集中在空巷煤柱和工作面前方煤体上，破坏后的煤柱，仍具有一定的承载能力，以抵抗煤柱上方因主应力产生的剪切力，同时空巷位置的主应力转移到煤柱与实体煤上(图10b)，防止空巷上方顶板发生剪切破坏，即切顶。 当工作面贯通后，主应力逐渐转移到前方实体煤上，在转移过程中，主应力增大，煤壁处切顶后，主应力降低，但整体成增大状态，如图11 所示。
图10 空巷煤柱发生破坏时主应力矢量图
Fig.10 Main stress vector diagram for coal pillar failure in hollow roadway
图11 煤柱失稳后主应力矢量分布
Fig.11 Principal stress vector distribution after coal pillar instability
综上所述，空巷煤柱失稳，为基本顶与其上方岩层离层创造了条件。 煤柱失稳过程中，其发生离层的距离越长，离层的空间越大，基本顶发生超前破断的可能性就越大，反映在FLAC 中就是，基本顶上方的破坏区域超前于工作面(图7)。 一旦基本顶发生超前破断，空巷锚索补强支护便失去了作用(图9)。根据工作面过空巷推采过程中主应力矢量分布图，可知，煤柱可以抵抗并分散因主应力产生的在煤壁处的剪力，进而可防止因基本顶发生剪切破坏产生切顶、工作面台阶下沉等事故。
根据过空巷时，煤柱作用启示，当空巷施工类似单体支柱支护时(模型中支柱内切直径1 m，强度15 MPa)，空巷贯通后，覆岩破坏特征剪切破坏曲线，如图12 所示。
图12 空巷支柱支护围岩破坏发展示意
Fig.12 The development map of surrounding rock failure in support of empty roadway
由图12a 知，空巷采用支柱支护后，在工作面贯通期间，基本顶未发生切顶破坏现象。 虽然基本顶上方覆岩超前工作面发生剪切与拉伸破坏，但是具有承载能力，破坏后的覆岩质量并非全部作用于工作面液压支架，而是使其处于“给定变形”条件下工作，防止了过空巷期间，切顶压架事故发生。
从当前发生剪切破坏单元体体积来看，采用支柱支护后，空巷贯通时发生剪切破坏单元体体积剧减，(图12b)，虽然在空巷位置仍有向下发展的剪切破坏趋势(图12a)，但发生剪切破坏单元体体积小，阻碍了其进一步发展，即工作面贯通后支柱支护有效防治了空巷位置切顶及工作面来压压架的危险。
因此，工作面过空巷期间，在锚杆索支护防止直接顶离层的基础上，应需再施工支柱支护，以规避基本顶发生超前破断的危险。 为缩短过时间，支柱应具有可切割、高承载、支护面积大等特征。
5 空巷群支护设计
5.1 常规支护
1)中央主运大巷、回风大巷联巷口及调车硐口“T”型、“十”字交叉口。 前后 10 m 范围内，采用ø28.6 mm×8 000 mm 锚索+W 钢带支护，排距 1 m，每排3 套。
2)斜交空巷。 采用 ø22 mm×8 000 mm 锚索+W钢带支护，排距1.5 m，每排3 套。
3)平行空巷。 采用 ø28.6 mm×8 000 mm 锚索+W 钢带支护，排距1 m，每排3 套。
4)垂直空巷。 采用 ø28.6 mm×8 000 mm 锚索+W 钢带支护，其中，中央主运大巷排距3 m，每排2套；中央回风大巷排距2 m，每排3 套。
5)机头硐室及风桥超高段。 采用锚吊梁+木垛刹顶进行支护。
6)空巷顶板全断面挂金属网，8 号铅丝网，网格45 mm×45 mm；平行联巷抹角5 m 范围内挂塑料网，网格100 mm×100 mm；两帮玻璃钢锚杆支护，锚杆规格27 mm×2 400 mm，排距1.2 m，每排4 套。
5.2 泵送支柱支护
采用圆柱体与圆台体2 种类型的泵送支柱对两条空巷的交叉点和平行于工作面的空巷进行支护，如图13 所示。 圆柱体直径为800 mm，圆台体底部直径为1 200 mm、顶部直径为800 mm，超高5 m 巷道采用圆台体泵送支柱，其余均采用圆柱体支柱。泵送支柱是一种可注式支柱，主要是由带有加强筋的柔性模袋和无机材料组成。 它是将硫铝酸盐、锂盐、石膏等多种粉体无机材料按比例混合后与水按一定水灰比搅拌通过注浆泵输送到一定距离的模袋里，经过一定时间的化学反应达到最终强度，其强度可根据调节无机材料配比和水灰比来控制改变。 根据此空巷条件，采用圆柱体与圆台体2 种类型的泵送支柱对两条空巷的交叉点和平行于工作面的空巷进行支护。 圆柱体直径为800 mm，圆台体底部直径为1 200 mm、顶部直径为800 mm，超高5 m 巷道采用圆台体泵送支柱，其余均采用圆柱体支柱。 设计水灰比1 ∶1，支柱28 d 试块抗压强度为15 MPa。
1)Y 型调车硐和T 型联巷交叉口均采用“丛柱式”法支护，其中，Y 型交叉口 5 ～ 6 根，T 型交叉口5～8 根，中央回风大巷Y-型交叉点如图14 所示。
图13 空巷泵送支柱支护
Fig.13 Pumping Support Chart for Empty Lane
图14 中央回风大巷T 型和Y 型交叉点
Fig.14 Y-type and T-type intersection of central return wind roadway
2)平行空巷采用“丛柱式”+“二变一式”法支护，主运输巷和回风大巷间联巷每排2 根，间距2.5 m，排距2 m；主运输巷和辅运大巷间联巷每排1 根，排距2 m；辅运大巷侧10 m 范围内不支护支柱。
3)斜交风桥空巷采用“丛柱式”法支护。 斜交机头硐室空巷采用“丛柱式”+“二变一式”法支护，主运-回风大巷间联巷每排2 根，间距2.5 m，排距2 m；主运-辅运大巷间联巷每排1 根，排距2 m；斜交非挑顶段巷道不支护支柱。
6 矿压规律分析
6.1 综采工作面过空巷期间矿压规律
读取液压支架电液控制系统数据，制作成矿压规律曲面图，如图15 和图16 所示。
图15 22311-1 综采工作面过空巷期间矿压规律
Fig.15 During the period of coal mine pressure of fully-mechanized mining face 223111
图16 22311-2 综采工作面过空巷期间矿压规律图
Fig.16 During the empty roadway ore pressure law of fully-mechanized mining face 22311-2
哈拉沟煤矿22311-1 综采工作面过2 条垂直工作面空巷时，空巷对周期来压步距无明显影响，但空巷附近矿压显现明显，而且在2 条空巷交叉点顶板压力较大，平均达到40 MPa 左右，因此，2 条空巷交叉点处是重点支护区域。 22311-2 综采工作面过平行于工作面的大断面空巷期间，矿压强度较大，来压强度在37.5～42.0 MPa。
6.2 顶板下沉量
在 170、169、168 联巷布置 7 个测点，采用GUD2000 矿用本安型无线位移传感器进行空巷顶底板收缩量监测，测点布置如图17 所示。
图17 顶板下沉监测点布置示意
Fig.17 Monitoring points for roof subsidence
通过监测，170 与169 联巷顶板下沉变化曲线如图18 和图19 所示。 综采工作面距170 联巷测点35 m时，顶板开始下沉，距测点20 m 时，顶板下沉速度加快，下沉量增大；综采工作面距169 联巷测点40 m 时，顶板开始下沉，距测点20 m 时，顶板下沉量增大。
图18 170 联巷测点处巷高变化曲线
Fig.18 Variation curves of roadway height at the measuring points of joint roadway 170
图19 联巷测点处巷高变化曲线
Fig.19 Variation curves of roadway height at the measuring points of joint roadway 169
经过分析，综采工作面距空巷35 m 时，工作面超前支承压力开始对空巷产生作用，顶底板开始出现缓慢收缩，与空巷相距20 m 时，空巷顶底板收缩速度加快。 由于支柱具有大变形特性，顶底板收缩变形压力被支柱所吸收，以170 联巷为例，工作面推进过程中，支柱无破坏、倾倒现象，空巷顶板状态良好，如图20 所示。
6.3 泵送支柱压力监测
采用液压枕进行泵送支柱压力监测，液压枕(直径×厚度为800 mm×20 mm)布置 168 联巷、166联巷和165 联巷，共3 个测点，测点布置如图21 所示。 2017 年对168 联巷液压枕共读取记录6 次数据见表 2，曲线如图22 所示。 2017 年 12 月 6 日，综采工作面距空巷25 m 时，测点泵送支柱压力开始增大；12 月8 日，综采工作面距空巷18 m 时，测点泵送支柱压力增加迅速；12 月11 日早班，测点支柱相对压力开始增大到1.2 MPa，168 联巷空巷巷帮局部出现“脱皮”现象，到12 月11 日夜班，测点支柱相对压力为1.5 MPa，此时，空巷距168 联巷约3 m，168 联巷巷帮局部出现片帮。
图20 170 联巷空巷支柱及顶板状态
Fig.20 Support and roof status of joint roadway 170
图21 液压枕压力监测点布置示意
Fig.21 Layout of pressure monitoring points for hydraulic pillow
表2 测点压力液压枕数据
Table 2 Pressure pillow data
日期(月-日)至空巷距离/m压力/MPa压力差值/MPa 系数 相对应力/MPa 12-04 48 -64 12 12-06 26 -64 9 12-08 18 -63 10 12-11 10 -61 12 12-11 3 -58 15 0.9 10 0.9 1.0 1.2 1.5
图22 168 联巷测点泵送支柱压力曲线
Fig.22 Pumping strut pressure curvesof joint roadway 168
168 联巷3 个测点处顶底板收缩量曲线，如图23 所示。 由图23 可知，工作面距168 联巷约45 m时，空巷顶底板开始变形，与空巷相距约25 m 时，顶底板变形加快。 工作面推进过程中，168 联巷回风空巷顶底板移近约8 cm，靠近运输巷附近顶底板收缩约5 cm。 对比图23，与工作面平行空巷，空巷段长度越长，空巷顶板下沉量就越大，且与工作面距离较远时，空巷顶板就开始下降。
图23 168 联巷测点处巷高变化曲线
Fig.23 Variation curves of roadway height at the measuring points of joint roadway 168
7 结 论
1)空巷失稳主要是由基本顶超前破断引起的，其次是由于空巷支护不足导致的，而因基本顶超前破断导致的空巷失稳是多因素共同作用的结果，具有不确定性与隐蔽性。
2)当空巷因基本顶超前破断产生失稳时，常规锚杆索支护系统失效。 此时，采用能够传递荷载的可切割、大断面、高承载与让压变形特征的泵送支柱辅助支护，可有效规避这种潜在的风险。
3)工作面需合理地快速推过，缩短峰值压力对空巷的作用时间，减小顶板下沉量，防止采高控制不合理而出现压架事故，同时超前支承压力峰值影响区，顶板支护状态决定了后期顶板安全状态。
4)空巷泵送支柱与木垛支护相比，具有高强度、高刚度特征。 空巷支护时，泵送支柱受力始终处于“给定变形”条件下，控制顶板下沉。 空巷群交叉点是应力集中区，需加大泵送支柱支护密度，使支柱与顶底板围岩处于协同作用状态，进而保证工作面安全通过空巷。
5)工作面过空巷群时，交叉区是支护的重点区域且越靠近工作面中部空巷，矿山压力越大；与工作面平行空巷长度与工作面宽度，影响空巷矿压显现，随其长度与宽度增大，矿压显现也随之变强烈起来。
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