Structural design and motion response of parallelogram hydraulic support in pitching oblique mining face of steeply dipping coal seam
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摘要:
液压支架是大倾角煤层伪俯斜工作面“围岩—装备”系统稳定性的核心，现有液压支架结构无法适应伪俯斜开采空间稳定性要求，严重影响了该类条件下工作面安全高效开采。以大倾角煤层伪俯斜开采工作面为研究背景，采用工程类比、结构运动学分析、数值仿真的综合研究方法，分析了大倾角伪俯斜工作面“支架—围岩”稳定性特征，并以ZY7000/22/45型液压支架为基础，发明一种新型平行四边形液压支架，进行了结构合理性设计，分析了关键构件运动学响应特征。研究表明：大倾角伪俯斜综采工作面垮落矸石非均匀填充以及矸石对支架的砸、压、推作用是影响支架稳定性的关键因素，平行四边形顶梁与底座更适应伪俯斜工作面。设计的平行四边形支架顶梁、底座及立柱排布方式为平行四边形，异形掩护梁与后连杆、油缸连杆、底座构成柔性四连杆结构。平行四边形支架立柱为主要承载结构，油缸连杆为主要运动机构，其运动特征影响因素主要为上下柱窝间距和前后连杆与掩护梁铰接位置间距，其中掩护梁与后连杆是支架位姿调控的关键，且支架运动过程中无双扭线产生。研究结果为该类条件工作面支架提供了一种选型，一定程度上保障了该类煤层的安全生产。
Abstract:The hydraulic support is the core of the stability of the ‘surrounding rock and equipm ent’ system in the pitching oblique working face of steeply dipping coal seam. The existing hydraulic support structure can not meet the requirements of spatial stability of pitching oblique mining, which seriously affects the safe and efficient mining of working face under such conditions. Taking the pitching oblique working face of steeply dipping coal seam as the research background, the comprehensive research methods of engineering analogy, structural kinematics analysis and numerical simulation are used to analyze the stability characteristics of ‘support-surrounding rock’ in the pitching oblique working face of steeply dipping coal seam. Based on ZY7000/22/45 hydraulic support, a new parallelogram hydraulic support is invented, the structural rationality design is carried out, and the kinematic response characteristics of key components are analyzed.The research shows that the non-uniform filling of the caving gangue and the crushing, pressing and pushing effect of the gangue on the support are the key factors affecting the stability of the support. The parallelogram top beam and the base are more suitable for the pitching oblique working face. The arrangement of the top beam, base and column of the parallelogram support is parallelogram. The special-shaped shield beam, the rear connecting rod, the oil cylinder connecting rod and the base constitute a flexible four-link structure. The column of the parallelogram support is the main bearing structure, and the cylinder connecting rod is the main motion mechanism. The main influencing factors of its motion characteristics are the distance between the upper and lower column sockets and the distance between the front and rear connecting rods and the hinged position of the shield beam. The shield beam and the rear connecting rod are the key to the position and posture control of the support, and there is no double torsion line during the movement of the support. The research results provide a type selection for the support of this kind of working face, which ensures the safe production of this kind of coal seam to a certain extent.
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0. 引 言
煤炭是社会经济发展的能源基础。2022年我国煤炭资源消费量占到能源消费量总量的56.2%，伴随新能源的发展，尽管煤炭消费量有所下降，但在未来很长的一段时间煤炭在能源结构中的主体地位仍不会改变[1]。随着开采范围和深度的增加，会有越来越多的矿井面临瓦斯与煤自燃复合灾害的威胁[2]。对于高瓦斯易自燃矿井布置的“一面四巷”（即进风巷、回风巷、低抽巷、高抽巷）工作面，一方面可以加强通风来稀释瓦斯浓度或增大抽采流量（负压）抽排瓦斯，势必会增大采空区漏风，向采空区遗煤补给充足的氧气，不利于防火；另一方面，为防止采空区遗煤自燃，需减小采空区漏风量，这样又势必会引起瓦斯局部积聚，卸压瓦斯抽采与自燃防治二者相互制约、相互影响。此外，用于排放瓦斯而布置的高抽巷及瓦斯尾巷会造成上覆岩体破碎[3]，抽采过程中横穿大面积采空区的漏风量增多，从而扩大采空区遗煤自燃危险区域[4]。煤自燃又给瓦斯爆炸提供火源，两者耦合致灾给矿井安全生产和井下人员生命安全造成严重威胁[5-6]。
解决采空区瓦斯超限或采空区防灭火问题的技术已经成熟，针对采空区瓦斯灾害与遗煤自燃共同治理的问题，国内学者也做了大量研究工作。王德明[7]指出煤矿热动力灾害具有关联性、易发性和严重性等特征。周福宝等[8]、张巨峰等[9]等基于共生灾害多尺度、多时空、多物理化学场耦合的复杂演化过程，从瓦斯对煤炭氧化自燃的抑制和煤自燃对瓦斯爆炸极限的影响2个方面，分析了共生灾害的耦合关系。林柏泉等[10-12]系统综述了采空区热动力灾害多场演化规律的研究进展，指出采空区复合热动力灾害关系，风量（较小时）与氧化带宽度成正比关系。王继仁等[13-14]研究了高位巷、埋管和高低位钻孔瓦斯抽采方法下的非均质多孔介质三维模型，弥补了二维图缺乏立体空间信息的缺点，提出“高位巷+埋管”立体联合共同抽采有效控制瓦斯超限与遗煤自燃现象。邸帅等[15]通过数值模拟软件综合分析合理顶板巷位置与抽采流量并通过现场应用，为协同预防瓦斯和煤自燃复合灾害提供指导。信亚男[16]研究得出高抽巷竖直高度以及高抽巷抽采负压随高抽巷距回风巷距离增加而增加。褚廷湘等[17-18]研究了立体瓦斯抽采条件下采空区漏风和浮煤自燃的特点，并提出了防灭火措施。裴晓东等[19]将耦合灾害发生区域确定为氧化带和瓦斯爆炸区域的叠加区域，并通过数值模拟研究了不同抽采条件对叠加区域的影响，得出抽采负压易造成采空区漏风量增加，易导致采空区的自燃带范围增大，使采空区自然发火危险性增加。
目前，相关学者对采空区瓦斯、煤自燃灾害的协同治理做了很多研究，对防治瓦斯与煤自燃耦合灾害提供了许多技术方案，主要考察在瓦斯抽采时对采空区气体浓度场分布的影响，然而采空区遗煤自燃是流场、气体浓度场和温度场等多场共同作用导致的，采空区内固体与气体通过对流换热导致固体温度场与气体温度场分布状态发生变化，二者相互影响、相互制约。采空区内气体温度的变化引发气体密度改变，流场重新分布会造成瓦斯浓度、氧气浓度和气体温度的分布继续发生变化。如此循环下去，若该过程一直都朝着有利于自然发火的方向发展，遗煤氧化产热量始终大于散热量，最终会引起采空区遗煤自燃，因此在研究中应当考虑遗煤氧化放热（温度）的影响。鉴于此，笔者以高瓦斯易自燃矿井某一工作面开采实际为背景，构建数值计算几何模型，将煤自燃程序升温试验所得的耗氧速率模型和氧化放热强度模型作为采空区遗煤氧化的耗氧源项和放热源项，采用数值模拟的方法分析不同供风量、低抽流量及高抽流量对采空区氧浓度场和温度场的影响，定量研究了不同条件下采空区自燃“三带”范围和面积、氧化带宽度及最高温度点的变化规律，以期为采空区瓦斯抽采优化提供参考依据。
1. 物理模型及参数设定
1.1 物理模型建立
某矿工作面为“U”型通风方式，工作面供风量为1 750 m3/min，布置低抽巷和高抽巷对采空区进行瓦斯治理，低抽流量为200 m3/min，高抽流量为160 m3/min。以该矿工作面实际参数建立物理模型。高抽巷水平方向上距回风巷 58 m，垂直方向距可采煤层底板64 m，低抽巷距回风巷水平距离 32 m，垂直方向上距可采煤层底板6.4 m，采空区模型走向长度为200 m，高度为75 m。采空区模型几何参数见表1。对巷道、工作面及底板遗煤部分网格尺寸进行加密，采空区三维模型及网格划分如图1所示，共划分六面体结构网格904 622 个。
表 1 采空区模型几何参数Table 1. Geometric parameters of goaf model部位 巷道规格（X×Y×Z）/m×m×m 工作面 8×200.3×2.8 采空区 200×200.3×75 进风巷 30×5×3.2 回风巷 30×4.6×3.2 高抽巷 38×2.6×2.7 低抽巷 38×4×2.8 1.2 模拟参数及边界条件设定
主要计算条件和模拟参数的选取遵循工作面现场实际情况，工作面采空区绝对瓦斯涌出量为98.94 m3/min，则瓦斯源相为3.92×10−7 kg/(m3·s)，模拟中考虑重力因素，大小为9.8 N/kg，沿Z轴负方向。根据程序自燃升温试验确定出遗煤耗氧速率及放热强度函数[20]，与孔隙率、黏性阻力系数编制成UDF文件导入Fluent中。进风风流温度按照实测温度20 ℃进行设置，进风风流氧气浓度为标准空气的O2体积分数20.96%，CO2体积分数0.04%。各区域相接触的边界默认为内部边界（interface）。设置为回风巷为自由出口（outflow），进风巷、高抽巷和低抽巷均设置为速度入口（velocity inlet），根据现场供风量及实际抽采流量换算流速。其他模拟相关参数设置见表2[21]。
表 2 模拟参数设定Table 2. Simulation parameter settings序号 初始及边
界条件参数设定 序号 初始及边
界条件参数设定 1 求解器 压力基隐式
求解器7 煤导热系数 0.9 W/(m·K) 2 湍流模型 k-ε双方程
模型8 遗煤密度 1 410 kg/m3 3 能量 打开 9 遗煤比热容 1 200 J /(kg·K) 4 时间 稳态 10 组分方程
收敛指标10−5 5 采空区固壁 无滑移 11 能量收敛指标 10−6 6 组分运输模型 methane-air 12 其他参数
收敛指标10−6 在二维空间“O”型圈垮落模型基础上,考虑了垂直方向的碎胀系数变化规律，其碎胀系数分布函数[22-23]可表示为：
$$ \begin{gathered} {K}_{\text{p}}={K}_{\text{p,min}}+\left[{K}_{\text{p,max1}}-{K}_{\text{p,min}}+({K}_{\text{p,max2}}-{K}_{\text{p,max1}})\right.\times\\ \left.{\xi }_{1}{\text{e}}^{-{a}_{\text{2}}{d}_{\text{2}}}\right]{\text{e}}^{{}^{-{a}_{\text{1}}({d}_{\text{1}}+{b}_{\text{1}})(1-{\text{e}}^{-{\xi }_{0}{a}_{0}({d}_{\text{0}}+{b}_{\text{0}})})}} \end{gathered} $$ (1) 式中：${K_{\text{p}}} $为冒落的碎胀系数，无因次；${K_{{\text{p,max1}}}} $为靠近工作面后方下部岩层的碎胀系数，取1.15；${K_{{\text{p,max2}}}} $为初始冒落时岩石的碎胀系数，取1.5；${K_{{\text{p,min}}}} $为冒落后岩石压实碎胀系数，取1.1，三者大小关系为：${K_{{\text{p,min}}}} $<${K_{{\text{p,max1}}}} $<${K_{{\text{p,max2}}}} $；${\xi _0} $、${\xi _1} $为采空区模型调整参数，分别取0.233、0.85；${a_{\text{0}}} $为工作面与开切眼处碎胀系数衰减率，${{\text{m}}^{ - 1}} $，取0.268${{\text{m}}^{ - 1}} $；${a_{\text{1}}} $为采空区两侧“三角带”处碎胀系数衰减率，${{\text{m}}^{ - 1}} $，取
0.0368 ${{\text{m}}^{ - 1}} $；${a_{\text{2}}} $为距离采空区顶板方向的衰减率，${{\text{m}}^{ - 1}} $，取0.15${{\text{m}}^{ - 1}} $；${b_{\text{0}}} $、${b_{\text{1}}} $分别为沿采空区深度方向和工作面方向的调整系数，m；${d_0} $、${d_1} $、${d_2} $为分别为采空区内部某一点$(x,y,z) $与固壁、工作面和采空区顶板边界的距离，m。则采空区多孔介质孔隙率$n({K_{\text{p}}},x,y,z) $、采空区渗透率α[23]及黏性阻力系数r[24]表示为$$ n({K_{\text{p}}},x,y,z) = 1 - \frac{1}{{{K_{\text{p}}}}} $$ (2) $$ \alpha = \frac{{{D_{\text{p}}^2}}}{{150}} \frac{{{n^3}}}{{{{(1 - n)^2}}}} $$ (3) $$ r = \frac{{150}}{{{D_{\text{p}}}^2}} \frac{{{{(1 - n)}^2}}}{{{n^3}}} $$ (4) 式中：${D_{\text{p}}} $为采空区冒落岩石平均调和粒径，取0.015 m。
2. 实测及模拟结果分析
采用 Fluent 软件模拟不同条件下采空区遗煤自燃“三带”及温度场分布情况，采用Tecplot软件对模拟结果进行可视化。采空区遗煤平均厚度设为0.8 m，选取遗煤高度Z=0.4 m处研究自燃“三带”及温度场的分布。采空区自燃“三带”划分采用目前应用最普遍的氧浓度指标划分方法，划分指标一般为：窒息带中氧气体积分数<8%，氧化带中氧气体积分数为8%～18%，散热带中氧气体积分数>18%，大量文献及现场监测结果表明该划分指标准能表征遗煤自燃的环境。
2.1 供风量对采空区“三带”分布及温度场的影响
采空区自燃“三带”分布与工作面供风量、采空区漏风量及顶板垮落情况、冒落带破碎煤岩体性质等因素有关。然而当某个工作面的回采和通风方式不变时，自燃“三带”的变化主要由工作面供风量决定。为研究不同供风量下采空区自燃“三带”及温度场的分布规律，设置供风量分别为1 600、1 750 和1 900 m3/min，每次模拟低抽和高抽流量分别设置为200 和160 m3/min，对应流量换算流速，模拟结果如图2所示。
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图 2 不同供风量下采空区自燃“三带”及温度场分布Figure 2. Distribution of spontaneous combustion "three zones" and temperature field in goaf under different air supply volume由图2可知，氧化带形状呈不规则“V”型，且“V”型尖端区域靠近回风侧，这主要受低抽巷抽采负压的影响。采空区温度随采空区深度增加呈现先升高后降低的变化规律，高温区域分别出现回风侧氧化带内，氧化带内的漏风流速适中，煤氧化产生的热量逐渐积聚，遗煤及周围温度不断升高，因此是形成高温区域的理想位置。随着供风量的增大，进风侧氧化带向采空区深部移动，说明进风侧漏风强度增加，漏风量变化对进风侧氧化带宽度影响较大。回风侧氧化带向工作面移动且宽度逐渐减小，这主要受漏风压的影响，虽然供风量增大，工作面采空区漏风量也随之增大，但漏风流从采空区进风侧流经采空区回风侧时风流动压逐渐减小，因此漏风量变化对进风侧氧化带宽度影响较小，但采空区回风侧遗煤氧化升温（高温区域所在位置）耗氧和瓦斯析出较大，导致该区域范围内的氧气体积分数降低较快，即步入到窒息带范围内，因此氧化带向采空区浅部移动且宽度逐渐减小。
为定量分析不同供风量对采空区氧化带及温度变化规律，分别对图2云图中氧浓度及温度数据进行提取和整理，并利用Origin软件对不同供风量下采空区自燃“三带”面积进行积分与求解，得到不同供风量下采空区进风侧、中部及回风侧氧化带范围和采空区最高温度见表3，不同供风量下采空区自燃“三带”面积见表4。
表 3 不同供风量下采空区氧化带范围和最高温度Table 3. Oxidation zone range and maximum temperature of goaf under different air supply供风量/
（m3·min−1）进风侧 中部 回风侧 采空区
最高温
度/K范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 1 600 107~181 74 24~60 36 58~104 46 315.38 1 750 112~187 75 20~56 36 49~82 33 315.34 1 900 117~193 76 16~53 37 33~53 20 315.28 表 4 不同供风量下采空区自燃“三带”面积Table 4. Area of spontaneous combustion “three zones” in goaf under different air supply volume供风量/
（m3·min−1）散热带 氧化带 窒息带 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 1 600 9 021.23 22.55 8 669.49 21.67 22 309.28 55.77 1 750 9 025.59 22.56 8 553.79 21.38 22 420.62 56.05 1 900 9 144.36 22.86 8 489.41 21.22 22 366.23 55.92 由表3可知，随着供风量的增大，采空区进风侧氧化带宽度增加，氧化带起始位置及终止位置向采空区深部移动；采空区中部氧化带宽度变化不明显，有增大趋势；采空区回风侧氧化带宽度减小，其氧化带起始位置及终止位置向采空区浅部移动；采空区最高温度降低，供风量增大，采空区漏风量增多，部分高温区域热量被流经该区的风流带走。供风量由1 600 m3/min增至1 900 m3/min时，进风侧氧化带宽度由74 m增至76 m，仅变化2 m，增幅不明显。中部氧化带宽度由36 m增至37 m，供风量变化对中部氧化带宽度影响较小。回风侧氧化带宽度由46 m减小至20 m，降幅明显，采空区最高温度降低由315.38 K降低至315.28 K，降幅不明显。
由表4可知，随着供风量的增大，采空区散热带面积和窒息带面积增大，氧化带面积减小。供风量由1 600 m3/min增至1 900 m3/min时，散热带面积从9 021.23 m2增加至9 144.36 m2，占比从22.55%增加至22.86%，增长幅度不明显。氧化带面积从8 669.49 m2减小至8 489.41 m2，占比从21.67%减小至21.22%。氧化带面积的缩小主要是由于回风侧氧化带宽度减小幅度大引起的，虽然氧化带面积和采空区最高温度随供风量增大（1 600～1 900 m3/min）而减小，但是二者减幅范围有限。氧化带最大宽度出现在进风侧，且氧化带最大宽度和散热带面积随供风量增大而增大，随着工作面的推进，散热带的遗煤也会氧化升温，逐步进入到氧化带，热量容易积聚，遗煤耗氧速率增加，煤氧复合反应显著增强，因此根据模拟结果综合分析认为，随着供风量的增大，采空区遗煤自燃危险性增加，且范围较大，不易防治。
2.2 低抽流量对采空区“三带”分布及温度场的影响
不同的瓦斯抽采会给采空区漏风提供新的动力，导致采空区漏风量增加，采空区自燃“三带”控制难度增加，为研究不同低抽流量下采空区自燃“三带”及温度场的分布规律，设置低抽流量分别为200、250、300 m3/min，每次模拟供风量和高抽流量分别设置为1 750和1600 m3/min，对应流量换算流速，模拟结果如图3所示。
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图 3 不同低抽流量下采空区自燃“三带”及温度场分布Figure 3. Distribution of spontaneous combustion “three zones” and temperature field in goaf under different low pumping flow rates由图3可知，随着低抽流量的增大，采空区最高温度升高，高温区域面积扩大，采空区进风侧及回风侧氧化带宽度变化不明显，氧化带起始位置向采空区深部略微移动，说明低抽流量的增加，增大了采空区的漏风量，漏风供氧量增多促进煤氧复合反应进行并持续释放热量，热量积聚导致温度升高。
为定量分析不同低抽流量对采空区氧化带及温度分布情况，整合得到不同低抽流量下采空区进风侧、中部及回风侧氧化带范围和采空区最高温度见表5，不同低抽流量下采空区自燃“三带”面积见表6。
表 5 不同低抽流量下采空区氧化带范围和最高温度Table 5. Oxidation zone range and maximum temperature of goaf under different low pumping flow rates低抽流量/
（m3·min−1）进风侧 中部 回风侧 采空区最
高温度/K范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 200 112~187 75 20~56 36 49~82 33 315.34 250 113~189 76 20~57 37 52~87 35 315.41 300 114~191 77 20~59 39 53~88 35 315.492 表 6 不同低抽流量下采空区自燃“三带”面积Table 6. Area of spontaneous combustion "three zones" in goaf under different low pumping flow rates低抽流量/
（m3·min−1）散热带 氧化带 窒息带 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 200 9 025.59 22.56 8 553.79 21.38 22 420.62 56.05 250 9 329.79 23.32 8 573.4 21.43 22 096.81 55.24 300 9 505.42 23.76 8 605.35 21.51 21 889.23 54.72 由表5可知，随着低抽流量的增大，采空区进风侧、中部及回风侧氧化带宽度增加，低抽流量由200 m3/min增至300 m3/min时，采空区进风侧氧化带宽度由75 m增至77 m，氧化带起始位置及终止位置均向采空区深部移动。中部氧化带宽度由36 m增至39 m，氧化带起始位置基本维持不变，终止位置深入采空区3 m。回风侧氧化带宽度由33 m增至35 m，氧化带起始位置及终止位置均向采空区深部移动。采空区最高温度由315.34 K升高至315.492 K，升幅不明显。
由表6可知，随着低抽流量的增大，采空区散热带面积和氧化带面积增大，窒息带面积减小，低抽流量由200 m3/min增至300 m3/min时，散热带面积分别从9 025.59 m2增加至9 505.42 m2，面积增加了479.83 m2，占比从22.56%增加至23.76%，氧化带面积从8 553.79 m2增加至8 605.35 m2，面积增加了51.56 m2，面积增幅不明显，占比从21.38%增加至21.51%。说明增大低抽流量，虽有助于采空区的瓦斯抽采，但采空区遗煤漏风供氧增多，采空区自燃危险性增加。
2.3 高抽流量对采空区“三带”分布及温度场的影响
为研究不同高抽流量下采空区自燃“三带”及温度场的分布规律，设置高抽流量分别为80、160、240 m3/min，每次模拟供风量和低抽流量分别设置为1 750和200 m3/min，对应流量换算流速，模拟结果如图4所示。
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图 4 不同高抽流量下采空区自燃“三带”及温度场分布Figure 4. Distribution of spontaneous combustion “three zones” and temperature field in goaf under different high pumping flow rates由图4可知，相对于供风量和低抽流量对氧化带分布和采空区最高温度的影响，高抽流量的影响更为显著，随着高抽流量的增大，进风侧氧化带宽度变化并不明显，进风侧氧化带整体向采空区深处移动而，回风侧氧化带宽度明显增加，且氧化带起始位置及终止位置均向采空区深处大范围移动，即回风侧氧气体积分数的增加量显著大于进风侧，由于高抽巷布置在回风巷一侧的采空区内，因此高抽流量对回风侧氧化带宽度影响大于进风侧。采空区最高温度随高抽流量的增大而升高，高温区域面积也随之增加。高抽巷抽采流量的升高虽有助于提高卸压区域及提高采空区的瓦斯抽采效果，但同时也增加了采空区的漏风量，高抽巷瓦斯抽采及上覆岩层裂隙发育，漏风在抽采负压影响下，更多的漏风被“抽”向采空区高位，产生的漏风动力源沿着形成的漏风通道运移，形成立体式漏风，增加了采空区遗煤自然发火危险性，不利于采空区自然发火防治。
为定量分析不同高抽流量对采空区氧化带及温度变化趋势，整合得到不同高抽流量下采空区进风侧、中部及回风侧氧化带范围和采空区最高温度见表7，不同高抽流量下采空区自燃“三带”面积见表8。
表 7 不同高抽流量下采空区氧化带范围和最高温度Table 7. Oxidation zone range and maximum temperature of goaf under different high pumping flow rates不同高抽流量/
（m3·min−1）进风侧 中部 回风侧 采空区最
高温度/K范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 范围/m 宽度/m 80 108~182 75 13~47 34 34~53 19 315.13 160 112~187 75 20~56 36 49~82 33 315.34 240 116~191 75 28~68 40 63~111 48 315.89 表 8 不同高抽流量下采空区自燃“三带”面积Table 8. Area of spontaneous combustion "three zones" in goaf under different high pumping flow rates不同高抽流量/
（m3·min−1）散热带 氧化带 窒息带 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 面积/m2 占比/% 80 8073.67 20.18 8113.88 20.28 23812.45 59.53 160 9025.59 22.56 8553.79 21.38 22420.62 56.05 240 9964.82 24.91 8867.32 22.17 21167.86 52.92 由表7可知，随着高抽流量的增大，采空区进风侧氧化带宽度基本维持不变，宽度均为75m，高抽流量变化对进风侧氧化带宽度影响较小；采空区中部及回风侧氧化带宽度均增加，高抽流量由80 m3/min增至240 m3/min时，采空区中部及回风侧氧化带宽度分别增加了6 m（34～40 m）和29 m（19～48 m），采空区进风侧、中部及回风侧氧化带起始位置及终止位置均向采空区深部大范围移动，采空区最高温度由315.13 K升高至315.89 K。
由表8可知，随着高抽流量的增大，采空区散热带面积和氧化带面积增大，窒息带面积减小，高抽流量由80 m3/min增至240 m3/min时，散热带面积和氧化带面积分别增加了1 891.15 m2（8 073.67～9 964.82 m2）和753.44 m2（8 113.88～8 867.32 m2）。散热带面积占比从20.18%增加至24.91%，氧化带面积占比从20.28%增加至22.17%。
3. 结 论
1）在模拟测试范围内（供风量为1 600～1 900 m3/min，低抽流量为200～300 m3/min，高抽流量为80～240 m3/min），增大供风量、低抽流量及高抽流量会导致采空区漏风量增加，均不利于采空区遗煤自燃防治，氧化带起始位置及终止位置均向采空区深处移动，氧化带最大宽度均出现在进风侧，采空区最高温度变化不明显，仅在1 K范围内变化。高抽流量对采空区氧化带和温度场分布的影响大于供风量和低抽流量，氧化带宽度和面积，采空区最高温度变化幅度更为显著。
2）由不同供风量模拟得到：氧化带最大宽度随供风量增加而增大，采空区最高温度和氧化带面积随供风量的增加而减小。供风量由1 600 m3/min增加到1 900 m3/min时，氧化带最大宽度从74 m增加到76 m，采空区最高温度从315.38 K降低到315.28 K，氧化带面积从8 669.49 m2减小到8 489.41 m2。
3）由不同低抽流量和高抽流量模拟结果得到：氧化带最大宽度随低抽流量增加而增大，不同高抽流量时氧化带最大宽度保持不变（75 m），采空区最高温度和氧化带面积均随抽采流量的增加而增大。低抽流量由200 m3/min增至300 m3/min时，氧化带最大宽度从75 m增加到77 m，采空区最高温度从315.34 K升高到315.492 K，氧化带面积从8 553.79 m2扩大到8 605.35 m2。高抽流量由80 m3/min增至240 m3/min时，采空区最高温度从315.13 K升高到315.89 K，氧化带面积从8 113.88 m2扩大到 8 867.32 m2，高抽流量变化对回风侧氧化带宽度影响大于进风侧。
4）采空区遗煤自燃受多种影响因素共同作用影响，本文仅研究了单因素条件下（即一个因素改变，另2个因素不变）对采空区自燃“三带”及温度场分布的影响，寻求不同供风量、低抽流量及高抽流量耦合作用下与采空区遗煤自燃合理平衡的工艺参数将作为下一步研究内容，使其既能满足抽采要求又能有效控制采空区自燃。
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图 1 大倾角伪俯斜普通液压支架工作面
Figure 1. Steeply dipping pitching oblique ordinary hydraulic support working face
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图 2 大倾角伪俯斜工作面平行四边形液压支架围岩关系
Figure 2. Surrounding rock relationship of parallelogram hydraulic support in pitching oblique working face with steeply dipping
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图 3 ZY7000/22/45型两柱掩护式液压支架1∶5模型
Figure 3. ZY7000/22/45 two-leg shield hydraulic support 1∶5 model
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图 7 掩护梁–后连杆结构示意
Figure 7. The front view of the shield beam structure and the rear connecting rod structure
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图 8 大倾角伪俯斜工作面平行四边形液压支架三维模型
Figure 8. Three-dimensional model of parallelogram hydraulic support in pitching oblique mining face of steeply dipping coal seam
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图 10 平行四边形液压支架立柱−油缸连杆角度变化关系
Figure 10. Angle change relationship between the column of parallelogram hydraulic support and the connecting rod of oil cylinder
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图 11 平行四边形液压支架立柱-油缸连杆长度变化关系
Figure 11. Relationship between the length change of the parallelogram hydraulic support column and the connecting rod of the oil cylinder
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图 12 双因素下立柱−油缸连杆不同指标演化过程
Figure 12. Angle evolution process of column and cylinder connecting rod under two factors
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图 13 双因素下立柱−油缸连杆多维联系
Figure 13. Multidimensional connection between column and cylinder connecting rod under two factors
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图 14 平行四边形液压支架ADAMS数值模型
Figure 14. ADAMS numerical model of parallelogram hydraulic support
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图 20 平行四边形液压支架升降运动过程
Figure 20. Lifting motion process of parallelogram hydraulic support
装置 约束类型 底座 固定约束 后连杆与底座短边斜轴 转动副 后连杆与掩护梁铰接销轴 转动副 掩护梁与顶梁短边斜轴 转动副 顶梁与底座 平行约束 立柱与顶梁和底座铰接销轴 转动副 三级油缸 移动副 油缸连杆与掩护梁和底座铰接销轴 转动副 
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[1] 伍永平,贠东风,解盘石,等. 大倾角煤层长壁综采理论与技术[M]. 北京:科学出版社,2017. [2] 伍永平,贠东风,解盘石,等. 大倾角煤层长壁综采:进展、实践、科学问题[J]. 煤炭学报,2020,45(1):24−34. WU Yongping,YUN Dongfeng,XIE Panshi,et al. Progress,practice and scientific issues in steeply dipping coal seams fully-mechanized mining[J]. Journal of China Coal Society,2020,45(1):24−34.
[3] 伍永平,解盘石,贠东风,等. 大倾角层状采动煤岩体重力-倾角效应与岩层控制[J]. 煤炭学报,2023,48(1):100−113. WU Yongping,XIE Panshi,YUN Dongfeng,et al. Gravity-dip effect and strata control in mining of the steeply dipping coal seam[J]. Journal of China Coal Society,2023,48(1):100−113.
[4] 王国法. 煤矿智能化最新技术进展与问题探讨[J]. 煤炭科学技术,2022,50(1):1−27. WANG Guofa. New technological progress of coal mine intelligence and its problems[J]. Coal Science and Technology,2022,50(1):1−27.
[5] 孟祥瑞,赵启峰,刘庆林. 大倾角煤层综采面围岩控制机理及回采技术[J]. 煤炭科学技术,2007,35(8):25−28. MENG Xiangrui,ZHAO Qifeng,LIU Qinglin. Surrounding rock control mechanism and mining technology of fully mechanized mining face in steep seam[J]. Coal Science and Technology,2007,35(8):25−28.
[6] 伍永平,贠东风. 大倾角综采支架稳定性控制[J]. 采矿与安全工程学报,1999,16(3):82−85. WU Yongping,YUN Dongfeng. Stability control of fully mechanized support in deeply inclined coal seam[J]. Ground Pressure and Strata Control,1999,16(3):82−85.
[7] 尹光志,代高飞,皮文丽,等. 伪俯斜分段密集支柱采煤法缓和急倾斜煤层矿压显现不均匀现象的研究[J]. 岩石力学与工程学报,2003,22(9):1483−1488. YIN Guangzhi,DAI Gaofei,PI Wenli,et al. Study on unven ground pressure in pitching oblique underhand mining[J]. Journal of Mining and Safety Engineering,2003,22(9):1483−1488.
[8] 施 峰,王宏图,范晓刚,等. 伪俯斜采煤法基本顶破断的力学分析[J]. 煤炭学报,2013,38(6):1001−1005. SHI Feng,WANG Hongtu,FAN Xiaogang,et al. Mechanical analysis of basic top breaking in the pseudo-polt coal mining method[J]. Journal of China Coal Society,2013,38( 6):1001−1005.
[9] 杨胜利,赵文斌,李良晖. 急倾斜煤层伪俯斜走向长壁工作面煤壁破坏机理[J]. 煤炭学报,2019,44(2):367−376. YANG Shengli,ZHAO Wenbin,LI Lianghui. Coal wall failure mechanism of longwall working face with false dip in steep coal seam[J]. Journal of China Coal Society,2019,44(2):367−376.
[10] 田 权. 大倾角工作面支撑掩护式液压支架稳定性分析与防倒滑设计[J]. 煤矿机械,2020,41(8):139−141. TIAN Quan. Stability analysis and anti-backsliding design of support shield type hydraulic support in large-dip working face[J]. Coal Mine Machinery,2020,41(8):139−141.
[11] 贠东风,杨晨晖,伍永平,等. 大倾角煤层长壁综采顶板冒落形态与支架稳态控制[J]. 西安科技大学学报,2023,43(2):255−263. YUN Dongfeng,YANG Chenhui,WU Yongping,et al. Roof caving form and steady state control of shield powered supportin longwall fully-mechanized mining with steeply dipping seam[J]. Journal of Xi’an University of Science and Technology,2023,43(2):255−263.
[12] 王祥生,陈再明,赵天佑. 推移千斤顶在推溜工况下力学行为分析[J]. 辽宁工程技术大学学报(自然科学版),2019,38(4):345−349. WANG Xiangsheng,CHEN Zaiming,ZHAO Tianyou. Mechanical behavior analysis of propelling jack under sliding working situation[J]. Journal of Liaoning Technical University(Natural Science),2019,38(4):345−349.
[13] 贠东风,刘 柱,程文东,等. 大倾角支架底调机构应用效果分析[J]. 煤炭技术,2015,34(5):230−233. YUN Dongfeng,LIU Zhu,CHENG Wendong,et al. Analysis of application effect of steeply dipping powered support base adjust mechanism[J]. Coal Technology,2015,34(5):230−233.
[14] 贠东风,谷 斌,伍永平,等. 大倾角煤层长壁综采支架典型应用实例及改进研究[J]. 煤炭科学技术,2017,45(1):60−67,72. YUN Dongfeng,GU Bin,WU Yongping,et al. Typical application examples and improvement research of hydraulic poweredsupport applied to fully-mechanized longwall coal mining face in steep dipping seam[J]. Coal Science and Technology,2017,45(1):60−67,72.
[15] 章之燕. 大倾角综放液压支架稳定性动态分析和防倒防滑措施[J]. 煤炭学报,2007,32(7):705−709. ZHANG Zhiyan. Dynamic analysis on stability of hydraulic powered support in deep inclined fully mechanized wall and prevention slips measures[J]. Journal of China Coal Society,2007,32(7):705−709.
[16] 李大政,高海亮,王洪武. 大倾角综放长工作面设备防倒防滑技术[J]. 煤炭科学技术,2013,41(S2):75−77. LI Dazheng,GAO Hailiang,WANG Hongwu. Technology of fall prevention antiskid to equipment in fully mechanized caving coal long face with large angle[J]. Coal Science and Technology,2013,41(S2):75−77.
[17] 曹树刚,李 毅,雷才国,等. 采煤工作面轻型架间挡矸装置研究[J]. 采矿与安全工程学报,2013,30(1):51−56. CAO Shugang,LI Yi,LEI Caiguo,et al. Research on lightweight device for blocking gangue between hydraulic supports in steeply inclined coal face[J]. Journal of Mining& Safety Engineering,2013,30(1):51−56.
[18] 王国法,杜毅博,徐亚军,等. 中国煤炭开采技术及装备50年发展与创新实践:纪念《煤炭科学技术》创刊50周年[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):1−18. WANG Guofa,DU Yibo,XU Yajun,et al. Development and innovation practice of China coal mining technology and equipment for 50 years: commemorate the 50th anniversary of the publication of Coal Science and Technology[J]. Coal Science and Technology,2023,51(1):1−18.
[19] 伍永平,杨玉冰,王 同,等. 大倾角走向长壁伪俯斜采场支架稳定性分析[J]. 煤炭科学技术,2022,50(1):60−69. WU Yongping,YANG Yubing,WANG Tong,et al. Stability analysis of support under gangue filling condition in pitching oblique mining area of steeply dipping seam[J]. Coal Science and Technology,2022,50(1):60−69.
[20] 解盘石,张颖异,张艳丽,等. 大倾角大采高煤矸互层顶板失稳规律及对支架的影响[J]. 煤炭学报,2021,46(2):344−356. XIE Panshi,ZHANG Yingyi,ZHANG Yanli,et al. Instability law of the coal-rock interbedded roof and its influence on supports in large mining height working face with steeply dipping coal seam[J]. Journal of China Coal Society,2021,46(2):344−356.
[21] 杨 科,池小楼,刘 帅. 大倾角煤层综采工作面液压支架失稳机理与控制[J]. 煤炭学报,2018,43(7):1821−1828. YANG Ke,CHI Xiaolou,LIU Shuai. Instability mechanism and control of hydraulic support in fully mechanized longwall mining with large dip[J]. Journal of China Coal Society,2018,43(7):1821−1828.
[22] 解盘石,田双奇,段建杰. 大倾角伪俯斜采场顶板运移规律实验研究[J]. 煤炭学报,2019,44(10):2974−2982. XIE Panshi,TIAN Shuangqi,DUAN Jianjie. Experimental study on the movement law of roof in pitching oblique miningarea of steeply dipping seam[J]. Journal of China Coal Society,2019,44(10):2974−2982.
[23] 王国法. 液压支架技术[M]. 北京:煤炭工业出版社,1999. [24] 王国法. 液压支架技术体系研究与实践[J]. 煤炭学报,2010,35(11):1903−1908. WANG Guofa. Study and practices on technical system of hydraulic powered supports[J]. Journal of China Coal Society,2010,35(11):1903−1908.
[25] 郭 军,郭星辰,冯国瑞,等. 微型四柱式放顶煤液压支架设计及其适应性研究[J]. 煤炭学报,2023,48(S2):766−777. GUO Jun,GUO Xingchen,FENG Guorui,et al. Design and adaptability research of micro four-column top coal caving hydraulic support[J]. Journal of China Coal Society,2023,48(S2):766−777.
[26] 李提建,靳丰田. 支架四连杆机构解析法设计与优化[J]. 矿山机械,2015,43(11):25−27. LI Tijian,JIN Fengtian. Design and optimization on analytic method of support four-bar linkage[J]. Mining & Processing Equipment,2015,43(11):25−27.
[27] 许盛业. ZZ5000型液压支架运动误差及强度分析[D]. 阜新:辽宁工程技术大学,2022. XU Shengye. Motion error and strength analysis of ZZ5000 hydraulic support[D].Fuxin: Liaoning Technical University, 2022.
[28] 曾庆良,徐鹏辉,孟昭胜,等. 冲击载荷下四柱支撑掩护式液压支架动态响应特征分析[J]. 煤炭科学技术,2023,51(1):437−445. ZENG Qingliang,XU Penghui,MENG Zhaosheng,et al. Dynamic response characteristics analysis of four column chock shield support under impact load[J]. Coal Science and Technology,2023,51(1):437−445.
-
期刊类型引用(43)
1. 李小鹏, 刘少伟, 付孟雄, 何亚飞, 张建英, 郭重托. 浅埋采空区下特厚煤层回采覆岩破坏特征研究. 采矿与安全工程学报. 2025(04) 
百度学术
2. 刘超. 采动影响下断层活化致围岩失稳破坏机理研究. 陕西煤炭. 2025(07) 百度学术
3. 黄雨童, 臧传伟, 白雍瑞, 张帆. 回采巷道非对称底鼓机制与切槽卸压控制技术. 工矿自动化. 2025(06) 百度学术
4. 朱志洁, 王鹏, 李瑞琪, 秦洪岩, 史庆稳, 陈昆. 特厚煤层综放工作面底鼓机制及控制技术. 中国安全科学学报. 2025(05) 百度学术
5. 李俊平，管婷婷，王海泉. 高位巷控制爆破切槽放顶关键参数设计及矿压运移模拟. 安全与环境学报. 2025(02): 488-497 . 百度学术
6. 孙红发. 两柱大采高铺网液压支架设计研究. 矿山机械. 2025(02): 74-77 . 百度学术
7. 李佳臻，杨志涛，刘刚，傅永帅，张峰. 采动覆岩动态运移对地表沉陷的影响. 黑龙江科技大学学报. 2025(01): 26-31 . 百度学术
8. 翟新献，郭钊洋，方建厂，张志勇，赵晓凡. 综放开采覆岩变形分区和矿压显现模拟研究. 煤炭科学技术. 2025(01): 96-106 . 本站查看
9. 连会青，晏涛，尹尚先，徐斌，康佳，周旺，闫国成. 基于透明水文地质模型的工作面顶板水害预警研究. 煤炭科学技术. 2025(01): 259-271 . 本站查看
10. 谭云亮，张修峰，范德源，刘学生，朱斯陶，牟宗龙，陈洋. 沿空侧向覆岩结构改性防冲机理与实践. 煤炭学报. 2025(01): 209-223 . 百度学术
11. 郝光生，王哲. 切顶卸压留巷工艺方案设计与优化研究. 能源与节能. 2025(03): 292-295+299 . 百度学术
12. 张村，任赵鹏，何军，马健起. 考虑厚硬岩层的采场覆岩压力拱模型及其应用. 中国矿业. 2025(03): 113-124+112 . 百度学术
13. 苏杰，姚士茂. 多位厚层顶板双巷工作面矿压显现规律研究. 中国矿业. 2025(03): 153-164 . 百度学术
14. 郭文兵，吴东涛. 我国煤矿开采技术发展与人才培养需求分析. 河南理工大学学报(社会科学版). 2025(03): 92-103 . 百度学术
15. 张闯，杜盼，陈建崇，姚新宇，王博，杨雨默，李瞻领，马耀荣，常震坤，许良珂. 弱胶结含砾岩层覆岩断裂及应力变化特征研究. 煤矿安全. 2025(05): 121-130 . 百度学术
16. 林韩祥，冯雪峰，张强勇，段抗，张修峰，刘传成，陈长鹏，赵钰. 高位厚硬岩层破断力学机制分析. 岩土力学. 2025(04): 1264-1277 . 百度学术
17. 李豫波，马平云. 龙湖煤矿沿空留巷相似材料模拟试验研究. 河南城建学院学报. 2024(01): 26-33 . 百度学术
18. 王家臣，刘云熹，李杨，王蕾. 矿业系统工程60年发展与展望. 煤炭学报. 2024(01): 261-279 . 百度学术
19. 贺海鸿，张宁，王冰，王常彬，曹安业. 深部复杂覆岩结构煤层开采冲击地压致灾层位判识研究. 煤炭技术. 2024(05): 56-59 . 百度学术
20. 冉启灿，梁运培，邹全乐，张碧川. 倾斜煤层群覆岩“三场”非对称特征及靶向抽采机制. 煤炭科学技术. 2024(04): 177-192 . 本站查看
21. 张平松，余宏庆，许时昂，吴海波. 公路路基变形破坏及其测试技术研究进展与展望. 科学技术与工程. 2024(15): 6134-6145 . 百度学术
22. 曹东京，刘国磊，梁文昭，郝喜庆，田利华，薛建军. 高位巨厚砾岩对工作面开采地表沉降控制机理. 煤矿安全. 2024(06): 141-150 . 百度学术
23. 谢道雷，江兴洪，韩承豪，王凯，尹会永，闫久雷. 基于回转下沉量的导水裂隙带发育高度预测. 煤矿安全. 2024(06): 176-183 . 百度学术
24. 孙文超，王兆会，李强，王伟，曹鹏，徐虎. 深部坚硬顶板工作面冲击地压多元协同防控技术. 岩石力学与工程学报. 2024(07): 1736-1750 . 百度学术
25. 张思达，高翔，刘龙吉. 瞬变电磁勘探技术在采空区空间探测中的应用. 陕西煤炭. 2024(08): 78-83 . 百度学术
26. 宋高峰，黄鹏，李鹤鹤，昝明惠，孔德中，张鹏飞. 基于能量法的工作面端面冒顶机理及“支架-围岩”耦合关系试验研究. 煤炭科学技术. 2024(07): 11-22 . 本站查看
27. 任霄洋，郭俊庆，张百胜，郗泽涛，卢春生，李恒忠. 多层坚硬顶板动压巷道矿压显现规律及深浅孔组合爆破切顶控制技术研究. 矿业研究与开发. 2024(09): 48-55 . 百度学术
28. 李彦忠，毛清华，蒲晓飞. 基于优化BP神经网络的矿压规律预测方法研究. 煤炭技术. 2024(10): 38-43 . 百度学术
29. 孙斌杨，袁亮，张平松，吴荣新. 巨厚砾岩下采场覆岩运移与离层演化的光-电感知试验研究. 中国矿业大学学报. 2024(05): 977-992 . 百度学术
30. 欧阳振华，刘洋，李春雷，史庆稳，李文帅，易海洋，秦洪岩，张宁博. 多次采掘扰动煤体力学特性演化规律试验研究. 煤田地质与勘探. 2024(10): 72-84 . 百度学术
31. 蔡红财，孔德中，张启，左宇军，吴桂义，周杨. 近距离煤层群重复采动下裂隙分布特征对端面顶板稳定性的影响研究. 矿业研究与开发. 2024(11): 56-65 . 百度学术
32. 李猛，王兆会，孙文超，吴传平，孙少龙，曹鹏，孙成磊. 深部坚硬顶板充填工作面支架–围岩耦合作用与支护参数优化. 岩石力学与工程学报. 2024(11): 2753-2765 . 百度学术
33. 李志，杨栋，贾毅超. 深厚煤层开采过程中覆岩运移演变机理及矿压管控研究. 矿业研究与开发. 2024(12): 68-75 . 百度学术
34. 肖同强，任勇辉，神文龙，贾义雪，许磊，刘发义，代晓亮. 深部高瓦斯强动压巷道切顶卸压机制及技术研究. 采矿与岩层控制工程学报. 2024(06): 130-144 . 百度学术
35. 李国平，王章，张骥. 白象山铁矿盘区采矿进路巷道支护优化研究. 现代矿业. 2024(12): 111-115+142 . 百度学术
36. 杨柯，熊祖强，王春，付斌. 综采工作面液压支架阻力精准采集及分析技术研究. 中国煤炭. 2024(12): 131-139 . 百度学术
37. 杜臻，张茂省，冯立，刘颢，张勖，郭迟辉，王耀，李华华. 鄂尔多斯盆地煤炭采动的生态系统响应机制研究现状与展望. 西北地质. 2023(03): 78-88 . 百度学术
38. 关书方. 基于数据模型驱动的液压支架压力预测分析. 陕西煤炭. 2023(04): 85-90 . 百度学术
39. 王国法，庞义辉，许永祥，孟令宇，韩会军. 厚煤层智能绿色高效开采技术与装备研发进展. 采矿与安全工程学报. 2023(05): 882-893 . 百度学术
40. 何满潮. 无煤柱自成巷开采理论与110工法. 采矿与安全工程学报. 2023(05): 869-881 . 百度学术
41. 翟新献，赵晓凡，郭钊洋，任柱安. 综放开采上覆巨厚砾岩层变形垮落冲击相似模拟研究. 采矿与安全工程学报. 2023(05): 1018-1030 . 百度学术
42. 朱卫兵，王晓振，谢建林，赵波智，宁杉，许家林. 矿山采动覆岩内部岩移原位监测技术进展及应用. 工矿自动化. 2023(09): 1-12 . 百度学术
43. 陈春雷. 煤矿开采中的岩层控制技术研究与应用. 内蒙古煤炭经济. 2023(19): 124-126 . 百度学术
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