高应力节理软岩巷道变形特征及其变形机理

ｄｏｉ：１０．１３５８２／ｊ．ｃｎｋｉ．１６７４－５８７６．２０１５．０３．００５

矿业工程研究ＭｉｎｅｒａｌＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＲｅｓｅａｒｃｈＶｏｌ．３０Ｎｏ．３

Ｓｅｐｔ．２０１５

高应力节理软岩巷道变形特征及其变形机理

杜少华１，余伟健１，冯涛１，张田莲２，吴勇２，武剑１

（１．湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，湖南湘潭４１１２０１；

２．贵州渝能矿业有限责任公司木孔矿，贵州金沙５５１８００）

摘　要：为了解决高应力大变形节理软岩巷道支护控制难题，本文以贵州木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷作为研究对象，进行现场调查原支护巷道围岩变形情况，分析围岩体物理力学性质，测定矿物成分，模拟围岩体节理分布状况，并研究了该巷道变形破坏特征及其变形机理．最后，通过对改进支护方案后的巷道进行现场实测数据收集，分析并验证新支护方案的合理性和有效性．

关键词：节理软岩巷道；变形机理；运输大巷；围岩

中图分类号：ＴＤ３５３　　　文献标志码：Ａ　　　文章编号：１６７２－９１０２（２０１５）０３－００１９－０７

Ｓｔｕｄｙｏｆｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓａｎｄｉｔｓｍｅｃｈａｎｉｓｍ

ｏｆｈｉｇｈｓｔｒｅｓｓａｎｄｊｏｉｎｔｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙ

１１１２２１

ＤＵＳｈａｏｈｕａ，ＹＵＷｅｉｊｉａｎ，ＦＥＮＧＴａｏ，ＺＨＡＮＧＴｉａｎｌｉａｎ，ＷＵＹｏｎｇ，ＷＵＪｉａｎ

（１．ＨｕｎａｎＰｒｏｖｉｎｃｉａｌＫｅｙＬａｂｏｒａｔｏｒｙｏｆＳａｆｅＭｉｎｉｎｇＴｅｃｈｎｉｑｕｅｓｏｆＣｏａｌＭｉｎｅｓ，ＨｕｎａｎＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙｏｆＳｃｉｅｎｃｅａｎｄＴｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｘｉａｎｇｔａｎ４１１２０１，Ｃｈｉｎａ；

２．ＭｕｋｏｎｇＣｏａｌＭｉｎｅＡｆｆｉｌｉａｔｉｎｇＹｕｎｅｎｇＭｉｎｉｎｇＬｉｍｉｔｅｄＬｉａｂｉｌｉｔｙＣｏｍｐａｎｙ，Ｊｉｎｓｈａ５５１８００，Ｃｈｉｎａ）

Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｉｎｏｒｄｅｒｔｏｓｏｌｖｅｔｈｅｓｕｐｐｏｒｔｐｒｏｂｌｅｍｏｆｈｉｇｈｓｔｒｅｓｓａｎｄｌａｒｇｅｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙ，＋６００ｍｍａｉｎｈａｕｌａｇｅｒｏａｄｗａｙｉｎＭｕｋｏｎｇＣｏａｌＭｉｎｅｉｓｓｔｕｄｉｅｄ，ａｎｄｍｕｃｈｗｏｒｋｈａｓｂｅｅｎｄｏｎｅ，ｉｎｃｌｕｄｉｎｇｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｎｇｔｈｅｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｏｆｔｈｅｏｒｉｇｉｎａｌｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇｒｏａｄｗａｙ，ａｎａｌｙｓｉｓｏｆｔｈｅｐｈｙｓｉｃａｌａｎｄｍｅｃｈａｎｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓｏｆｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋ，ｄｅｔｅｒｍｉｎｉｎｇｔｈｅｍｉｎｅｒａｌｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ，ｓｉｍｕｌａｔｉｎｇｔｈｅｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎｏｆｒｏｃｋｊｏｉｎｔｓ，ａｎｄｓｔｕｄｙｉｎｇｏｎｔｈｅｆａｉｌｕｒｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓａｎｄｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｍｅｃｈａｎｉｓｍｏｆｒｏａｄｗａｙ．Ｆｉｎａｌｌｙ，ｆｏｒｔｈｅｉｍｐｒｏｖｅｄｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅ，ｓｏｍｅｒｅｌｅｖａｎｔｄａｔａａｒｅｃｏｌｌｅｃｔｅｄｉｎｔｈｅｆｉｅｌｄ，ａｎｄｒａｔｉｏｎａｌｉｔｙａｎｄｖａｌｉｄｉｔｙｏｆｔｈｅｎｅｗｓｕｐｐｏｒｔｓｃｈｅｍｅｈａｓｂｅｅｎａｎａｌｙｚｅｄａｎｄｖｅｒｉｆｉｅｄ．

Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｊｏｉｎｔｓｏｆｔｒｏｃｋｒｏａｄｗａｙ；ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎｍｅｃｈａｎｉｓｍ；ｍａｉｎｈａｕｌａｇｅｒｏａｄｗａｙ；ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇｒｏｃｋ复杂地质条件下软岩巷道的支护控制一直以来都是煤矿生产建设的难题，特别是在构造应力大的节

１－３］

．近年来，诸多学者研究了许多有关高应力软岩变形破坏机理软岩巷道中，巷道支护问题就尤为突出［４］

理，例如：何满潮［认为，复杂地质条件下的巷道围岩作用是多相力学行为，特别是对于深埋岩体，低温、５］高地应力、地下水等形成多相作用，导致围岩产生非线性力学机制；郑榕明等［认为，高地应力作用下的６］软岩和软黏土所表现的流变特性都是非线性的；冯利民等［认为，对于高应力软岩巷道，应先根据“先让７，８］后顶”的思想设计其支护形式，以实现控制巷道围岩大变形，才确保其安全可靠；余伟健等［认为，在复

杂地质条件下的软岩巷道受到高应力作用时，特别是水平构造应力，其围岩结构强度大大降低，甚至遭到

收稿日期：２０１５－０１－１３

基金项目：湖南省教育厅科学研究重点资助项目（１４Ａ０４５）；湖南省科技厅计划资助项目（２０１４ＦＪ３０４６）；国家自然科学基金资助项目

（５１４３４００６）；湖南科技大学研究生创新基金资助项目（Ｓ１４０００１）

通信作者：余伟健（１９７８－），男，江西都昌人，博士，副教授，研究方向：岩石力学与围岩控制等．Ｅ－ｍａｉｌ：ｙｗｊｌａｈ＠１６３．ｃｏｍ

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矿业工程研究２０１５年第３０卷

松动破坏，而且巷道两帮及底板会受到挤压、剪切滑移等碎胀作用，导致巷道底鼓、两帮内挤现象时有发生，并且当其变形收缩发展到一定程度，就会发生严重的片帮或顶板垮冒等现象．针对复杂地质条件下高应力软岩巷道围岩变形破坏机理，本文以贵州木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷为例，进行了现场调查变形情况、围岩变形位移观测等一系列调查和实验，并据此分析研究了高应力节理软岩巷道的破坏变形的基本特征及其机理，为同类巷道维护提供借鉴意义．

１　巷道工程概况

木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷，位于＋６００ｍ水平，副斜井东侧，长为１４５７ｍ，与＋６００ｍ水平车场相９４．２ｍ．＋６００ｍ运输大巷顶板设计布置在硅质灰岩层位中下部，巷道底板为粉砂岩，在掘进过交，长为１程中局部出现小型地质构造，对掘进无太大影响，掘进揭露的硅质灰岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，均为弱隔水

３层，区域内主要水源为裂隙水，预计最大流量５～１０ｍ／ｈ，对生产无太大影响．

２　巷道现场变形情况及围岩特征分析

主要针对木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷进行了大量现场围岩的变形调查、岩体内部裂隙结构窥视、围岩岩样矿物成分分析和节理裂隙调查等工作，并根据这些现场调查和测试进行了分析，具体如下．２．１　岩石巷道围岩变形情况及破坏机制

针对＋６００ｍ运输大巷的变形和破坏情况进行了调查与分析后发现，其围岩的变形与破坏形式主要表现在以下４个方面：

１）巷道两帮在较大的水平构造应力作用下，发生严重内挤现象，导致两帮侧墙严重张裂．这种破坏形式如图１所示．

２）巷道顶板在高应力作用下发生较大下沉，作用其上的锚杆、锚索及混凝土喷层部分或完全失效而破坏，拱顶也向上产生较大位移．另外，由于巷道两帮出现严重内挤导致拱顶出现尖桃形破坏．其破坏形式如图２所示．

３）在强大的构造压力作用下，岩性较弱的巷道底板产生严重底鼓变形和底角破坏，大部分巷道的底００ｍｍ，甚至达到１０００ｍｍ，导致巷道底板两侧发生倾斜，严重着其混凝土底板从中部或者两鼓量大于６

端被掀起．其破坏形式如图３所示．

４）由于巷道围岩体的剪切碎胀作用，致使巷道顶板及两帮岩体较为破碎，经常有垮冒、片帮等现象发生．

从以上各段巷道的调查结果来看，＋６００ｍ运输大巷的变形与破坏主要表现为大的底鼓变形、两帮严重内挤以及顶板较大下沉的现象，对于底板的变形是由底鼓引起的底板和底角破坏，导致巷道两侧不平严重者使混凝土底板发生强烈破坏．而对于两帮和顶板，由于较大水平应力的作用使得两帮内挤也比较严重，伴随着巷道顶板下沉量较大．由此可得，巷道破坏的主要原因有２个：一是围岩强度较低，且节理裂隙发育，自稳能力差；二是贵州地形复杂，地质构造多，水平构造应力大．

图１　帮部变形实物　　　　　　图２　顶板变形实物　　　　　　图３　底板变形实物

２．２　＋６００ｍ运输大巷钻孔探测

采用岩层探测记录仪（ＹＴＪ２０型），对＋６００ｍ运输大巷岩体内裂隙发育情况、围岩变形发展及松动范

第３期杜少华，等：高应力节理软岩巷道变形特征及其变形机理

２１

围进行了窥视和分析，整理出整个钻孔内部信息结果如图４和图５所示．由此可看出，对于＋６００ｍ运输大巷顶板，距孔口０．２５ｍ处顶板内部岩体呈现局部破碎、细小裂纹，距孔口１．１ｍ处孔壁出现裂隙，２．４ｍ附近出现破碎带和次生裂隙，距孔口４ｍ处孔壁部分出现纵横交错的裂隙，顶板５．２ｍ以上的位置，岩体内部比较完整，没有明显的裂纹存在；对于巷道两帮，距孔口０．１５ｍ处内部岩体呈现破碎带、裂隙，距孔口２．１ｍ附近出现局部破碎、裂隙，２．４ｍ附近出现局部破碎，再往深处岩体逐渐变得完整．

结果表明：＋６００ｍ西运输大巷围岩的松动范围在２．４～３．９ｍ，离巷道越近，裂隙越发育．

图４　＋６００ｍ运输大巷帮部裂隙发育分布　　　　　　图５　＋６００ｍ运输大巷顶板裂隙发育分布

２．３　围岩岩样矿物成分

通过Ｘ射线衍射仪对＋６００ｍ运输大巷围岩矿物成份进行了分析，如表１所示．可知，＋６００ｍ运输大巷围岩含氧化钼磷酸钾、铵云母、斜绿泥石等矿物较多，此种围岩遇水和空气后容易软化、泥化和氧化等，影响巷道的稳定．

表１　巷道围岩矿物成份

地点底板左帮

石英４．０５．６

斜绿泥石６．０／

氧化钼磷酸钾

９０．０６１．４

铵云母／２６．５

斜方钙沸石

／６．５

％　　

２．４　岩石巷道节理调查

为了分析木孔煤矿煤岩巷道围岩的节理发育情况，针对＋６００ｍ运输大巷试验阶段进行了现场调查和节理围岩体不连续面的二维网络模拟．部分调查结果见表２所示，其对应的岩体网络模拟见图６和图７所示．根据调查结果，可以直观形象地了解节理岩体的结构网络图像，被调查的整个矿区内的节理间距小、密度大、岩体完整性差；而且岩体各项异性显著，各个调查地区的节理分布差别较大．因此可知，该巷道主要以硅质灰岩为主，属中等风化，节理裂隙比较发育，为碎裂状结构类型．

图６　Ｉ号地点的岩体网络模拟图　　　　　　　图７　ＩＩ号地点的岩体网络模拟图

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矿业工程研究

表２　木孔煤矿＋６００ｍ巷道围岩节理调查表（部分数据）

２０１５年第３０卷

基距／ｍ０．２１０．３５０．７０１．５３１．５９２．９８３．２６３．８５４．０１１．５８１．８６１．９９２．１５０．３５０．７２１．５１１．６３２．０６

产状／（°）倾角５０３５６０３５６０５１３７６０６４３２３１２６５６６７５０６３４９３７

倾向２６１０５８６１６０１７５８６９１１８１５６２５３３３４２２６２５６７５２９０２３１５５１６３

类型１１１１１１１１１２Ａ２Ａ２Ａ２Ａ２Ｂ２Ｂ２Ｂ２Ｂ２Ｂ

持续长度／ｃｍ

２０７５２５２５２６７８２６４６１８２１３０３７６３３２３０３０５６５５

粗糙度类型

ⅡⅢⅡⅡⅧⅡⅢⅧⅤⅢⅠⅡⅡⅧⅨⅡⅦⅧ

张开类型张开张开闭合闭合张开张开闭合张开张开张开张开张开闭合张开闭合张开愈合愈合

充填及类型少量粘土少量滑石

风化程度中等高等轻微轻微中等

少量滑石少量滑石

中等中等中等中等

少量滑石少量滑石少量滑石

高等中等中等中等高等中等中等中等

少量滑石轻微

３　＋６００ｍ运输大巷变形破坏机理分析

针对木孔煤矿的具体情况，我们对＋６００ｍ运输大巷围岩变形破坏机理进行了分析：　　１）底臌机理分析．影响和制约巷道底臌变形的因素，总的来讲有３个重要因素即：水平构造应力、软弱破碎底板的岩性以及水的物理化学力学作用．巷道成形后，由于其底板极为软弱破碎，在水平构造应力作用下，底板的软弱破碎岩体沿自由面向上被挤压流动到巷道内，同时，底板主要是的粉砂岩，其力学特性遇到水会软化会大大降低，这样便使

９］得底板结构失去平衡而发生严重的底臌现象［．其力学模

型如图８所示．

２）顶板冒顶机理分析．该巷道采用锚网喷联合设计，通

图８　挤压流动性底鼓

１０，１１］过现场松动圈测试以及运用围岩松动圈支护理论［可知，巷道支护方案必须形成有效的组合拱，并且

在局部关键部位进行加强支护，以便形成显著有效的整体支护结构．然而，该软岩巷道在施工时由于人为因素，导致支护施工不到位，影响整个工程质量，并且设计的支护参数也不合理，仅有部分锚索锚固到稳定岩层，使得巷道围岩没有形成有效的支护结构，由于巷道两帮严重内挤造成顶板较大下沉，直至破坏．

３）巷道两帮变形分析．由于巷道两帮破碎程度较低并且有一定的支撑强度，在大的重力场的作用下，两帮受到压缩剪切破坏且破坏会沿着压力方向向岩体更深部位转移，同时变形会随底臌持续直至两帮的岩体不断剪

１２］切破坏为止［，如图９所示．

运用库仑－摩尔强度理论分析可知，剪切滑移面与岩为体表面之间的夹角β

φ

５°－．β＝４

２

式中，：岩体内摩擦角．最大片帮深度约为φ

φ．ａ＝Ｍｔｇ４Δ５°－２

（１）

()（２）

图９　压剪、滑落式片帮

第３期杜少华，等：高应力节理软岩巷道变形特征及其变形机理

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４　支护方案设计及应用效果

４．１　支护方案设计

针对木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷围岩变形情况及原支护方案失效原因分析，建议提出并实施了改进由于该巷道围岩稳定性类别为ＩＩＩ类，采用“锚杆＋金属网＋喷浆＋锚索”支护，具体方案后的支护形式．

为：初次支护：采用锚杆、金属网、梯子梁；二次支护：采用锚索、喷层．

锚杆支护：采用Φ２０ｍｍ×２２００ｍｍ左旋无纵肋螺纹钢，间、排距８００ｍｍ×８００ｍｍ，每根锚杆采用２节Ｚ２３３５型中速树脂药卷加长锚固（１支快凝，１支中等凝固速度）；全断面挂钢丝网和钢筋梯子梁，金属网参数为Ф６．５ｍｍ，网格１００ｍｍ×１００ｍｍ，规格（长×宽）为１０００ｍｍ×８００ｍｍ；金属网搭接处必须有锚杆加钢筋梯子梁将其上紧并紧贴于围岩表面，网间搭接１００ｍｍ以上，钢筋梯子梁由直径１２ｍｍ圆钢焊制而成．

锚索支护：两帮和拱顶锚索由Ф１７．８ｍｍ×７０００ｍｍ，１×９的钢绞线制成，间、排距１６００ｍｍ×１６００ｍｍ．采用树脂端部锚固，锚固长度不小于１４００ｍｍ．每根锚索使用４卷Ｚ２３３５型树脂锚固剂，锚固力不低于１２ｔ．锚索垫板采用大小２块正方形垫板叠加，其规格分别为３５０ｍｍ×３５０ｍｍ×１０ｍｍ和１５０ｍｍ×，大垫板在上，小垫板在下．１５０ｍｍ×１０ｍｍ

喷射混凝土层：采用１２０ｍｍ，水泥标号不低

＃

于４２５．具体支护如图１０所示．

图１０　全断面“锚杆＋锚索”联合支护方案

４．２　巷道变形监测与分析

监测用锚杆钉可以采用Ф２０ｍｍ或Ф１６ｍｍ的锚杆制成，在锚杆长度为６００ｍｍ，锚杆螺母焊接一根５ｍｍ的Ф５ｍｍ的钢筋，具体尺寸和实物如图１１所示．长为２

　　巷道变形监测主要量测两帮收敛值，在两帮各固定一个点，定时地量测这２个点的距离值，然后进行简单的计算，即可得到这２个点的收敛值．根据测量结果，分析巷道围岩相对位移变化速度、变化量与掘进时间之间的关系，从而得到巷道围岩的最终位移值，据此判断方案的支护效果以及围岩的稳定状况，为完善支护参数提供依据．其主要监测工具是卷尺和垂线．根据现场实际情况，本次对＋６００ｍ水平运输大巷的监

图１１　监测用锚杆钉

测选取了３个测点，分别为点４，点５，点６．巷道断面监测共从２０１４年７月５号到２０１４年１１月２号近４个多月的数据，观测点位移及变化量的数据见表３所示，根据这些数据可得到监测时期内观测点的巷道两帮与顶底板表面位移变化趋势图，如图１２所示．

通过＋６００ｍ运输大巷表面３个测点的位移数据可以看出，观测期间内，随着巷道的掘进，在第２３ｄ左右巷道两帮位移变化量开始增大，巷道两帮最大移近量为８７ｍｍ，现场实地观测巷道底鼓明显，整体来看，巷道表面位移较小．

２４

矿业工程研究

表３　木孔煤矿＋６００ｍ大巷表面位移值和位移移近量

日　期２０１４－０７－０５２０１４－０７－０８２０１４－０７－１１２０１４－０７－１４２０１４－０７－１７２０１４－０７－２０２０１４－０７－２３２０１４－０７－２６２０１４－０７－２９２０１４－０８－０３２０１４－０８－０８２０１４－０８－１３２０１４－０８－１８２０１４－０８－２３２０１４－０８－２８２０１４－０９－０２２０１４－０９－０７２０１４－０９－１４２０１４－０９－２１２０１４－０９－２８２０１４－１０－０５２０１４－１０－１２２０１４－１０－１９２０１４－１０－２６２０１４－１１－０２

４号测点５２３６５２３０５２２２５２１５５２０９５２０４５１９６５１９３５１９０５１８６５１８４５１８２５１７９５１７５５１７５５１７５５１７２５１６９５１６７５１６５５１６３５１６２５１６２５１６２５１６２

５号测点５１６２５１５６５１４９５１４４５１４０５１３４５１３４５１３４５１３２５１２７５１２１５１１６５１１３５１１３５１０９５１０３５１０３５１０３５０９９５０９６５０９６５０９６５０９４５０９４５０９４

６号测点５３０７５２９８５２９１５２８６５２８０５２７２５２６７５２６２５２５６５２５４５２５１５２５０５２４８５２４３５２３９５２３４５２３２５２２９５２２６５２２４５２２３５２２２５２２０５２２０５２２０

４号测点

０６１４２１２７３２４０４３４６５０５２５４５７６１６１６１６４６７６９７１７３７４７４７４７４

５号测点

０６１３１８２２２８２８２８３０３５４１４６４９４９５３５９５９５９６３６６６６６６６８６８６８

２０１５年第３０卷

ｍｍ　　　　

６号测点

０９１６２１２７３５４０４５５１５３５６５７５９６４６８７３７５７８８１８３８４８５８７８７８７

　　　　　　　　　位移值　　　　　　　　　　　　　　　　　移近值　　　　　　　　

４．３　巷道围岩应力监测

液压枕用于测定巷道支架、巷道围岩、充填体的受力状态．本实验采用充填式安装，安装好后，即时记录压力表数据，其读数为零，在之后的巷道掘进过程中，每隔固定时间记录一次压力表的变化情况．对＋６００ｍ运输大巷围岩应力观测结果如图１３所示，可知＋６００ｍ运输大巷的围岩应力变化较小，巷道整体处于稳定状态．

图１２　＋６００ｍ运输大巷巷道表面位移变化趋势　　　　　　　图１３　＋６００ｍ运输大巷液压枕观测结果

５　结论

１）木孔煤矿＋６００ｍ运输大巷主要以硅质灰岩为主，属中等风化，节理裂隙比较发育，为碎裂状结构类型，含氧化钼磷酸钾、铵云母、斜绿泥石等矿物较多，此种围岩遇水和空气后容易软化、泥化和氧化等，影

第３期杜少华，等：高应力节理软岩巷道变形特征及其变形机理

２５

响巷道的稳定，其围岩松动范围为２．４～３．９ｍ，离巷道越近，裂隙越发育．巷道变形破坏的主要原因有２个：一是围岩强度较低，且节理裂隙发育，自稳能力差；二是贵州地形复杂，地质构造多，水平构造应力大．

）＋６００ｍ运输大巷其巷道底臌机理主要由于水平构造应力、软弱破碎底板的岩性以及水的物理化２

学力学作用造成的；顶板发生大变形和冒顶机理由于人为施工不到位以及设计的支护参数不合理，导致巷而软岩巷道两帮变形分析主要是由于道围岩不能形成有效的支护结构，两帮内挤造成顶板的下沉和破坏．大的重力场的作用，两帮受到压缩剪切破坏．

３）＋６００ｍ运输大巷道的监测数据表明，巷道围岩应力变化逐渐变小，巷道围岩整体处于稳定状态．参考文献：

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