辽宁工程技术大学
《采掘机械》综合训练
题 目：
液压支架选型设计
姓 名：指导教师：完成日期：班 级：
矿电11- 师建国 2014/12/29
综合训练任务书
一、设计任务及要求
(1) 根据所给原始数据进行液压支架选型的详细计算；
(2) .编写综采工作面液压支架选型设计说明书；
(3) 采煤设备与工作面综采设备配套关系图
设计原始数据及条件：
(1) 设计图纸（综采工作面设备配套关系图）
(2) 设计说明书
三、进度安排(参考)
(1) 熟悉设计任务，收集相关资料
(2) 拟定设计方案
(3) 绘制图纸
(4) 编写说明书
(5) 整理及答辩
四、成绩评定
成 绩：
教 师
日 期
目 录
1液压支架选型的基本原则 ...................... - 1 -
2确定液压支架架型 ............................ - 1 -
2.1顶板分类（级） ........................... - 1 -
2.2架型与支护强度初选 ....................... - 2 -
3主要参数计算和支架型号的确定 ................ - 2 -
3.1支架高度 ................................. - 2 -
3.2 支架主要结构确定 ............................ 3
3.2.1顶梁长度 .................................. 3
3.2.2底座的宽度 ............................ - 5 -
3.2.3支架中心距确定 ........................ - 5 -
3.2.4支架移驾步距确定 ...................... - 5 -
3.3支护强度和工作阻力 ....................... - 5 -
3.4初撑力 ....................................... 7
3.5移架阻力及推溜力 ............................. 7
3.6确定支架类型 ................................. 7
4性能验算 .................................... - 8 -
4.1顶板支护形式 ................................. 8
4.2底板比压 ..................................... 8
4.3工作阻力（支护强度）和初撑力的验算 ........... 9
4.4顶板覆盖率 ................................... 9
4.5通风断面计算 ................................ 10
4.5.1按工作面温度计算风量 ................. - 11 -
4.5.2经验供风 ............................. - 11 -
4.5.3风速计算 ............................. - 14 -
5支架布置台数 ................................... 11
6乳化液泵站的选型 ........................... - 11 -
6.1乳化液泵 ................................ - 14 -
6.1.1泵站压力的确定 ....................... - 16 -
6.1.2泵站流量确定 ......................... - 14 -
6.1.3选择乳化液泵 ............................. 14
6.2乳化液泵的电机功率 ...................... - 11 -
6.3乳化液箱容积的验算 ...................... - 14 -
6.4乳化液 ...................................... 16
7设备的空间尺寸配套关系 ..................... - 11 -
参考文献 .................................... - 14 -
1. 液压支架选型的基本原则
⑴要顶得住，它的初撑力和工作阻力要适应直接顶和老顶岩层移
动所产生的压力（包括二次来压），使控顶区的顶板下沉量限制到最
小程度。
⑵要移得走，它的结构形式和支护特性，要适应直接顶下部岩层
的冒落特点，尤其要注意顶板在暴露后尚未支护情况下的破碎状态，
要尽量保持该处顶板的完整性。支架底座要适应底板岩石的抗压强
度，以防底软而使支架陷入底板。
⑶要适应采高变化和按煤层倾角考虑的对支架稳定性的要求。
⑷要满足通风（尤其是高瓦斯工作面）和行人的需要，以及要和
采煤机、运输机配套。
⑸要考虑投资，力求以较低的投资获得所需的技术经济效果。支
架复用次数高，损坏情况少，即能降低吨煤成本。
按开采技术特点，可将煤层厚度分三类：⑴薄煤层---从最小可采
厚度到1.3m；⑵中厚煤层---1.3~3.5m；⑶厚煤层---大于3.5m。
按开采技术特点，将煤层倾角分为三类：⑴缓倾斜煤层---0°
~25°;⑵倾斜煤层---25°~45°；⑶急倾斜煤层---45°~90°。倾角
小于12°的煤层对于综采机械化来说，最为有利，一般可以不考虑设
备自重分力的影响。煤层倾角加大，会使采煤机上行采煤时的牵引阻
力加大，并造成机器下滑的危险；使支架的横向稳定性变坏，甚至下
滑、倾倒；输送机也会下滑，给采煤工作造成困难。
2. 确定液压支架架型
按顶板分类方案对液压支架的架型进行初选。
根据煤炭部（81）煤科字第429号文件关于《缓倾斜煤层工作面
顶板分类》方案，按稳定性不同直接顶分为四类，按来压强度不同将
老顶分为四级，并分别提出相应的架型、支护强度和顶板管理方法。
2.1顶板分类（级）
直接顶分为四类，见表2-1。
老顶分为四级，见表2-1。
表
2-1
2.2架型与支护强度初选
正确选择支架的架型，对于提高综采工作面的产量和效率，充分
发挥综采设计的效能，实现高产高效，是一个很重要的因素。
本矿煤层赋存条件较好，煤层倾角11°，为缓倾斜煤层，煤层截
割阻A=350N/mm，煤层厚度适中为3.1m，井型为中型矿井，工作面设
计长度为125m，设计能力为80万t/a，直接顶为3类中等稳定顶板，
老顶为Ⅲ类顶板，周期来压明显，要求工作面支护强度较大（见表
2-1）。
综上所述，选用抗水平推力强且带护帮装置的掩护式支架。由于
煤层倾角小于15°，不设防滑和调架装置。
3. 主要参数计算和支架型号的确定
3.1支架高度
支架高度一般系指支架的最大和最小结构高度，它必须适应煤层
采厚变化所要求的最大和最小支撑高度。最小高度过大，可能会出现
压架现象；最大支撑高度过小，可能会造成丢煤浪费资源，或支架顶
空现象。支架的最大和最小支撑高度，应根据煤层厚度的变化合理选
择，片面地认为调高范围越大越好，过大地加大调高范围将增加设备
重量及制造成本。
支架高度可由下式计算：
Hmax=h大－S1+0.2
Hmin=h小—S2—a—c
式中：Hmax------支架最大结构高度，〔m〕；
Hmin------支架最小结构高度，〔m〕；
h大h小------煤层最大采高，〔3.1m〕； ------煤层最小采高，〔1.6m〕；
S1------支架前柱上方顶板下沉量，一般取0.1m；
S2------支架后柱上方顶板下沉量，一般取0.2m；
a------支架前移时可缩余量，一般取不小于0.05m；
c------支架与顶底板间的浮煤，破矸厚度一般取0.1m。
H即:max=3.2m , Hmin=1.25m。
根据一些生产的实际经验，为防止伪顶冒落而引起支架顶空现象
H和一些难于预见的因素，最大结构高度max，要在计算的基础上，再
H考虑增加0.1～0.3m的富裕量。取max=3.3m , Hmin=1.25m。
确定支架的最低高度时还应考虑到井下的允许运输高度。支架的
伸缩比
KS Hmax=2.64 Hmin
Ks值的大小反映了支架对煤层厚度变化的适应能力，其值越大，
说明支架适应煤层厚度变化的能力超强。
3.2 支架主要结构确定
3.2.1顶梁长度
顶梁长度取决于必要的作业空间和通风断面要求，还与支架方式
有关。支护方式有超前支护和滞后支护两种方式。根据选定的掩护式
架型和超前支护方式，估算支架的顶梁长度，如图4-2所示。
b1=∆+y+d+a-H⋅tgα-c
=200+1350+900+400-3100×tg20-300=1421.69mm
式中：∆------铲煤板铲尖到煤臂的距离，取100～200mm（具体
大小也可计算）；
y=F+G+J+V=200+350+400+400=1350mm
式中：F------铲煤板宽度，一般取150～240mm；
G------中部槽宽，350mm；
J------导向槽宽度，无链牵引时尚有齿轨部分宽度；
V------电缆槽宽。参数查不到时可估算V=350～450mm；
d------超前移架时取＞截深；滞后移架时可取零；
e------人行道宽度，不小于0.6m，高度不小于采高的70％；
H------采高，〔m〕；
α------立柱倾角；
c------梁端距，取250～350mm。
a------由结构而定，考虑支架稳定性
和减少底座前端的比压。a＞300mm；
b2------通常b2=0.9～1.2m，在中厚
煤层中可设置为人行道；
b 3------由结构而定，一般情况为
300～500 mm。
顶梁全长：l=b1+b2+b3=1421+1000+400=2821mm=2.8m
注：顶梁的长度和宽度取决于支架的类型，它影响支架与顶板的
接触性能、控顶距、移架速度和稳定性，一般在保证一定的工作空间
和合理布置设备的前提下，应尽量减小顶梁长度，以缩小控顶距和支
架的重量。对于支撑式和支撑掩护式支架，由于立柱为双排布置，支
撑力较大，故这类支架的顶梁较长，当采用滞后支护时，顶梁全长为
2.5m左右；当采用及时支护时，顶梁全长为3.0~4.0m。对于掩护式
支架，由于一般用于破碎顶板，应尽量减小支架对顶板的重复支撑次
数，加之立柱多为单排布置，故顶梁长度较小，通常1.5~2.5m，最大
达3 m左右。顶梁的宽度应根据支架间距和架型来定。我国规定支架
标准中心距为1.5m。掩护式和支撑掩护式支架包括侧护板在内的顶梁
宽度为1.4~1.6m(下限为侧护板收缩时的运输宽度，1.5m为支架的正
常宽度，1.6m为调架时侧护板伸出后的最大宽度)。垛式支架的架间
距一般为0.1~0.2m。
3.2.2底座的宽度
支架底座宽度一般为1.1~1.2m。为提高横向稳定性和减小对底板
比压，厚煤层支架，可加大到1.3 m左右，放顶煤支架为 1.3~1.4m。
底座中间安装推移装置的槽子宽度，与推移装置的结构和千斤顶缸径
有关，一般为300~380mm。
3.2.3支架中心距确定
支架中心距有1.25m，1.5m，1.75m，2.05m，与刮板输送机溜槽
长度相适应。取1.5m。
3.2.4支架移驾步距确定
与配套采煤机截深相对应，推移装置的行程要大于采煤机的截深
（0.6m）。
3.3支护强度和工作阻力
支架的结构尺寸确定之后，与支架重量和成本关系最大的参数是
支架的支护强度。从理论上分析，合理的支护强度应正好与顶板压力
相平衡。支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、
安装带来困难；过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破
碎，造成顶板维护困难。因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿
压的大小。但由于目前对采场矿压的大小还不能进行准确的定量计
算，这样目前主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。下
面介绍两个经验公式：
⑴ q≥H⋅γ⋅q'β (K-1)cosα
2式中：q------液压支架的支护强度，〔T/m〕；
H------平均采高，取H=2.3m；
γ------顶板岩石容量，一般取γ=2.3T/m； 3
K------顶板岩石破碎膨胀系数，一般取1.2～1.5；
α------工作面倾角，α=11°；
支架β取1.2（取β=1.6）；
q'------顶板周期来压动载系数（周期来压强烈顶板：q'取
1.5～1.7。）。
即：
q≥50.97(Tm2)
-5⑵q=KHγ⨯10(Mpa)
式中：K—作用于支架上的顶板岩石系数，取k=8。
H—平均采高，取H=2m；
γ—顶板岩石密度，一般取2.3×10kg/m。 33
-53-5) q=KHγ⨯10=8⨯2⨯2.3⨯10⨯10=0.37(Mpa 即：
取q=0.37（Mpa）。
支架工作阻力P应满足顶板支护强度要求，即支架工作阻力由支
护强度和支护面积所决定。
P=qF⨯103,kN
式中 F — 支架的支护面积，m。可按下式计算
F=(L+C)(B+1K)=(L+C)2 A,m2
式中: L—支架顶梁长度，3.5m；
C—梁端距，取250～350mm；
B—支架顶梁宽度，m；
K—架间距，m； A—支架中心距，1.5m。
F=(3.5+0.3)×1.5=5.7(m)
P=0.37×5.7×103=2109(kN)
对支撑式支架，支架立柱的总工作阻力等于支架工作阻力。对于
掩护式和支撑掩护式支架，由于受到立柱倾角的影响，支架工作阻力
小于支架立柱的总工作阻力。工作阻力与支架立柱的总工作阻力的比
值，称为支架的支撑效率η。所以支架立柱的总工作阻力p总为:
p总=p2η,kN
支撑式支架的η=100%，支掩护式和支撑掩护式支架取η=80%左
右。即：
p总
=2109/0.8=2636.25kN。
3.4初撑力
初撑力的大小是相对于支架的工作阻力而言，并与顶板的性质有关。液压支架的初撑力，对支架维护顶板的性能方面，要比工作阻力（支护强度）起着更加显著的作用。有足够初撑力的支架，一开始就能和顶板压力取得平衡，可最大限度地减小顶板下沉；初撑力偏低，要等顶板下沉时才能增阻，会增大顶板的下沉量；初撑力过大，会使顶板反复受拉导致直接顶蠕动，造成直接顶早剥离，使顶板管理困难。所以支架初撑力选择的合理与否，时非常重要的。
目前在坚硬、中硬和破碎的顶板条件下，多趋向于采用较高的初撑力。现在支架的设计中初撑力，已高达工作阻力（支护强度）的90％以上。根据有关资料介绍，初撑力与支护强度的比例关系，即=初撑力强度/支护强度，以顶板的的稳定性不同，一般在60～85％区内选取为宜。
在确定出撑力时，可按以下原则考虑：对于不稳定和中等稳定顶板，为了维护机道上方的顶板，应取较高的初撑力，约为工作作阻力的80%；对于稳定顶板，初撑力不易过大，一般不低于工作阻力的60%；对于周期来压强烈的顶板，为了避免大面积垮落对工作面的动载威胁，应取较高的初撑力，约为工作阻力的75%。
综合考虑，取初撑力约为工作阻力的75%，为1977.19kN.
3.5移架阻力及推溜力
移架阻力与支架结构、吨位、支撑高度、顶板状况是否带压移架等因素有关，通常根据煤层的厚度来考虑，即采高愈大，移架阻力愈大。一般薄煤层支架的移架力为100~150kN；中厚煤层支架为150~300kN；厚煤层支架为300~400kN。
综合考虑，取推溜力为300kN。
3.6确定支架型号
综合以上所确定的架型和计算的参数，根据支架技术特征表选择ZZ4000/12/35型支撑掩护式支架。其技术特征参数如表3-1。
注：⑴采高达到2.5~2.8m以上时，需要选择带有护帮装置的液压支架。
⑵要考虑是否需设防倒防滑装置。我国《缓倾斜煤层工作面顶板分类方案》中规定：
煤层倾角大于15°，支撑式支架应带有防滑装置；
煤层倾角大于18°，掩护式和支撑掩式支架应带有防滑，防倒和调架的装置；
⑶考虑到支架对底板的最大比压，防止支架底座会被压如底板。
4. 性能验算
4.1顶板支护形式
工作面顶板支护采用所选液压支架。上下端头和两巷超前支护可采用液压单体支柱配合π型梁架棚支护，超前支护距离不得小于20m。
上下端头也可采用端头支架，过渡支架支护，液压支架还要考虑机头，机尾架各需要3架。
4.2底板比压
顶板压力是通过顶梁、支柱传到底板的，如底板的抗压如强度小于支架所要求的抗压强度，则支架底座会被压入底板。因此，合理的选择支架对底板的最大比压（支架技术特征表中可查），是支架选型中一个很重要的指标，特别对于底板松软的工作面更为重要，必要时应进行测定和计算。计算公式如下：
q＞qm⋅K1⋅K2
2
kg/cmq式中：------实测底板的最小抗压入强度，〔〕；
K1⋅------底板载荷集中系数，一般取3； K2------洒水影响系数，一般取1.2～1.6；
qm⋅
2kg/cm------支架对底板的最大比压，〔350〕。
q＞qm⋅K1⋅K2=350×3×1.2=1260（kg/cm2）
4.3工作阻力（支护强度）和初撑力的验算
对于掩护式和支撑掩护式支架、立柱，多为倾斜布置。因此，工作阻力和初撑力随支架的工作高度的不同而不同。高度大，支撑力大，支架的技术特征大多给出的是最大值（在最大高度下）。为此，对于立柱倾角比较大时，需验算该支架用于这个采高下的工作阻力和初撑力，即：
所选定的支架在3.1采高时的支撑力（0.67Mpa）≥计算值（0.37Mpa），满足要求。
4.4顶板覆盖率
支架顶梁对支护面积的覆盖率为δ=式中：δ------覆盖率；
B-----顶梁宽度，〔1.6m〕； K1------支架间距，〔0.1m〕； L------顶梁长度，〔3.0m〕； C------梁端距，〔0.3m〕；
BL
⨯100%
(L+C)(B+K1)
K1：有侧护板的支架取0.1m，无侧护板的支架取0.1～0.2m。 δ：覆盖率应符合顶板性质的要求，一般不稳定顶板不小于85%~95%；中等稳定顶板不小于75%~85%；稳定顶板不小于60%~70%。 δ=
BL
⨯100%=85%
(L+C)(B+K1)
由于本煤层属于稳定顶板，即覆盖率满足要求。
4.5 通风断面计算
通风的目的是为了冲淡有害气体，达到安全生产以及保证工作面适宜的气象条件。综采面的风量计算较为复杂，牵扯因素也比较多，常用的简化算法有：按沼气涌出量计算；按工作面温度计算。而在实际中，一些矿井的综采面采用经验供风。 4.5.1按工作面温度计算风量
回采工作面应有良好的劳动气象条件，其温度和风速应符合表4-2的要求（《煤矿安全规程》1986年版）。
长壁工作面实际需要风量，按下式计算：
Q采=60⨯V采⨯S采 m3/min式中：
S采
[]
------回采工作面的平均断面积。可按最大和最小控顶
2
断面积的平均值计算，〔m〕。
S采=H采⋅φ采
式中：
S采
H采
------平均采高，2.3m。
φ采
------有效通风断面系数，取0.80。
2
=2.3×0.80=1.84（m）
4.5.2经验供风
3m/min。 工作面的风量：对采高为2～2.5m时，其风量为400～500
其他采高下的风量可按比例选取。则采高为1.6～3.1m时，所需风量约为
Q采x
，则有：
Q采x1.6~3.1
=
2~2.5400~500
则:Q采x=510～590m3/min。
4.5.3风速的验算
V采=
Q采x60⋅S采
[m/s]=3.3~5m/s
满足《煤矿安全规程》的规定。
5支架布置台数
L A
式中：n------支架布置台数；
n=
L------工作面长度，125m；
A------一台支架支护宽度，通常为1.5m。 即：n=125/1.5=83.3
6 乳化液泵站的选型
6.1乳化液泵
乳化液泵站是采煤工作面液压支架的动力源，一般由两台乳化液
泵、一个或两个乳化液箱，以及相应的电机、电控、保护原件所组成。
在选择泵站时主要的指标是满足液压支架所要求的泵站工作压力，以保证支架有足够的初撑力。另外，为保证液压支架的升降和工作面的支护速度，乳化液流量也是一个重要的因素。目前泵站的乳化液流量有逐渐向大流量发展的趋势，以获得较高的支护速度。
6.1.1 泵站压力的确定
⑴根据初撑力的要求 Pb'≈
P0⋅K'
4
P0
MPa
⋅D2⋅n
------确定的支架初撑力，1977kN；
式中：
D------支架立柱缸径，0.30m； n------支架立柱个数n=4；
K'------考虑到立柱倾斜布置等因素的修正系数，
K'≈
1
，α为立柱倾斜角度75； coαs
Pb'
------由初撑力确定的泵站压力。
则：Pb'=27.02MPa
⑵根据拉架力和推溜力的要求
拉架力和推溜力的计算应根据支架所采用的推拉方式具体考虑。例如：框架式推拉方式，则有：
Pb''=
P拉
4
MPa
2
D1
式中：P拉------确定的拉架力，200kN；
D1------推拉油缸缸径，0.20m；
Pb''------由拉架力确定的泵站压力，〔N〕。
则:Pb''=11.0MPa
Pb'''=
P推
π
MPa
D1-d2)4
2
式中：P推------确定的推溜力，300kN；
d------推拉油缸活塞杆直径，0.1m；
Pb'''------由推拉力确定的泵站压力。
则：Pb'''=26.79MPa
即：Pbmax=MAX｛27.02，11.0，26.79｝=27.02MPa。 再考虑压力损失，得所需的泵站压力Pb：
K1 =29.72MPa （压力损失系数K1=1.1～1.2） Pb≥Pbmax·
6.1.2泵站流量确定
确定的原则是：液压支架的移架速度≥采煤机的工作牵引速度（这样才能保证连续、安全地进行生产），即：
v移≥vq
式中： vq------采煤机工作牵引速度，〔6.1m/min〕；
v移------支架的移架速度，〔9.87m/min〕。即：单位时间内移动支架的数目，它反映了沿采煤机牵引方向的距离。
A
v移=
t
式中： A------一台支架支护宽度，一般为1.5m；
t------移架时间，t=t1+t2。t1为降架、移架、升降的动作时间（供液时间）；t2为操作调整时间，一般约为0.3～0.5分/架。
t1与移架千斤顶、立柱、调架千斤顶的缸径和行程以及乳化液泵站的流量有关。
t1=
22
π⎡d2l+2(D1L1+nD2L2)⎤
⎢4⎣
'Qb
3
⎥⨯10 〔分/架〕 ⎦
'------所需乳化液泵的额定输出流量，式中：Qb〔l/min〕；
d、l------移架千斤顶缸径和行程。d≈0.14m，l≈0.6m；
D1、L1------前探梁短柱缸径和移架时升降行程。L1约为0.05～
0.1m；
D2、L2------立柱缸径和移架时升降行程。降架移架时L2为0.05～
0.1m；带压移架时L2=0；
n------升降的立柱个数。
即有：
A
'=120l/min。 ≥vq，从此式中可求出Qb
t1+t2
6.1.3选择乳化液泵
根据
Pb
和
'Qb
选TrimaxS250高压大流量乳化液泵。
'Qb
注：说明一点，若现有的泵站流量满足不了一型号，并可采取一些措施提高移架速度。
的要求，则适当选
减少操作调整时间t2，提高工人的操作水平和适当增加操作人员。
⑵采用不同的移步方式，以保证
v移
v移
≥
vq
的要求。常用的移步方式
有顺序和交错移步。前者移架速度小于后者，故在条件允许下可采用交错移步，以提高
。
顺序移步：支架沿采煤机牵引方向依次迁移，移动步距等于截深，
对顶板的支护较好，操作较简单。如图6-1a所示，移架速度为：
v移=
A
t1+t2
交错移步：支架呈交错布置，隔架前移，移动步距为两个采煤机截深，减少了对顶板岩层的多次作用。这种移步方式的缺点是增加了工作面空间没支护的面积，支架立柱排间的行人通道易堵塞。此方式多用于顶板比较稳定的煤层，由于只移一半支架，移架速度比较快。如图6-1b所示。移架速度为：
v移=
2A
t1+t2
6.2乳化液泵的电机功率
N=
Pb⋅Qb
〔kw〕 612⋅η
式中：Pb------选用乳化液泵的工作压力，〔31.5Mpa〕；
Qb------选用乳化液泵的流量，〔145l/min〕；
η------乳化液泵的总效率，0.7～0.8。
即：N=185（KW）
6.3乳化液箱容积的验算
乳化液箱应能容纳以下三部分流量，即：
V=V1+V2+V3
式中：V1=3Qb+Q0=981L，〔l〕；
3Qb------三分钟泵的流量，〔l〕；
1
Q0------箱底存液量，计算时取V。
5
V2------停泵时管路回流液量，〔l〕；
V2=
π
4
2
； ⋅dg⋅lg⋅2⨯103=3154 〔l〕
式中：dg、lg------分别为主供液和主回液管的内径和长度；
dg------查Ⅰp219表10-3，〔cm〕； lg------取工作面长度，〔cm〕。 V3------煤层厚度变化造成的液量差：
4
式中：D------立柱缸径，〔cm〕；
V3=
π
； D2⋅∆H⋅n⋅2⨯10-3=350 〔l〕
∆H------工作面煤层厚度变化量，〔cm〕； n------梅架支架的立柱数； 2------同时动作的支架数。
6.4乳化液
液压支架一般用乳化液作工作介质，它是由水和乳化油按不同比例配制而成乳白色液体，按其比例的不同，乳化液分两类：⑴水包油型乳化液（o/w）：乳化油含量为3～5％；⑵油包水型乳化液（w/o）：乳化油含量为15～40％。国内外的液压支架多用水包油型乳化液。
7. 设备的空间尺寸配套关系
采煤机、刮板输送机、液压支架之间的配套尺寸关系如附图所示。
《采掘机械》综合训练 - 17 -
参考文献
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